Селективное выщелачивание драгметаллов
Казакова Ю.Н., К.х.н. Новиков О.Н,
Статья посвящена следующим вопросам: безцианистое выщелачивание, золото, золотоизвлекательные фабрики, ЗИФ, гидрометаллургия золота, гипохлоридное, щелочное, кучное выщелачивание, электролиз, золотосодержащие концентраты, хлорная технология
Технология извлечение золота цианистым способом, предусматривает использование вредного для человека и окружающей среды реагента, цианистого калия, который является ядом 2го класса опасности кумулятивного действия. Т.о. даже ограниченные выбросы существенно сказываются на состоянии окружающей среды.
Для нейтрализации цианистого калия используется гипохлорит кальция. Это решает проблему основных выбросов цианистого калия, но не решает проблему капельного уноса и выброса в атмосферу. Известно применение гипохлорита натрия и хлора для извлечения золота. Эти работы находятся в стадии экспериментов и укрупненных лабораторных испытаний.
Проблема глубоко исследована, имеются монографии [1, 2]. Перейти к промышленному применению новой технологии поможет использование универсального комплекса «Альфа».
Аффинаж золота из 2800 грамм материала #золото
Оборудование этого комплекса может использоваться для решения всех технических задач в технологии хлорного извлечения золота.Одним из перспективных способов выделения золота может оказаться кучное выщелачивание, с использованием комплекса «Альфа». Электролиз осуществляется на инертных катодах (например, графитовых) и протекает в условиях: плотность тока 50 – 100 А/ м2, удельная поверхность катода 10 – 20 м2/м3, продолжительность электролиза до 4 – 12 ч, крупность твердой фазы пульпы 0,15 мм. Степень восстановления золота при электролизе составляет 98 – 99,3 %, ориентировочный выход по току 0,5 – 1,4 %, удельный расход электроэнергии от 40 до 170 кВт*ч на 1 кг восстановленного золота. Изучено электролитическое выделение золота из пульп гипохлорирования золотосодержащих концентратов различного состава.Извлечение золота и серебра комплексом «Альфа» осуществляется по технологии, предусматривающей исключение вредных выбросов в окружающую среду, а также воздух рабочей зоны.
Целью данной работы является разработка термодинамической, кинетической модели перехода свободного золота в растворимую форму в хлоридных растворах для применения ее в проектировании золотоизвлекательных фабрик.В данной статье рассматриваются теоретические обоснования перехода технологического процесса извлечения золота из золотосодержащих руд на хлорную технологию. Раствор гипохлорита натрия образуется в результате электролиза насыщенного раствора хлорида натрия. Раствор солей натрия растворяет золото, содержащееся в породе по уравнению химической реакции 1. Реакция 1.
2Au + 3NaClO + 5NaCl + 3H2O= 2Na[AuCl4] + 6NaOH
Из уравнения реакции видно, что мольное соотношение количеств свободного золота и золота, перешедшего в комплексную форму в раствор равно стехиометрическому. Поскольку концентрации солей исходных реагентов находится в избытке, равновесие реакции будет сдвигаться в сторону образования продуктов. Таким образом, все золото, содержащееся в породе должно переходить в раствор. Далее необходимо рассчитать параметры процесса хлорирования золотосодержащего сырья, в том числе концентрацию растворенного золота.
Селективное снятие золота чешуйками, легко, доступно, электролиз, расклад электролита.
Расчет энергетических затрат в соответствии показал, что время пребывания в электрореакторе тем больше, чем меньше энергозатраты. Оптимальные затраты энергии в 35 кВт обеспечивают заведомо достаточное количество гипохлорита для извлечения золота из руды.
Учитывая удельную скорость растворения золота, см. выше, время растворения (которое в соответствии с кинетическими ограничениями и экспериментальными данными составляет не более 2 часов), можно полагать, что модель адекватно отражает процесс выщелачивания и может применяться на практике. Модель показала, что равновесное значение концентрации растворенного золота находится в диапазоне максимальных значений во всем интервале шкалы кислотности.
Учитывая это обстоятельство процесс можно вести в щелочной области. Ранее в литературе предполагалось, что процесс идет в кислой среде [1]. Модель показала, что реакция протекает и в других условиях.
Щелочная среда является предпочтительней, поскольку балластные металлы остаются в породе в нерастворимой гидрооксидной форме.Экспериментальные данные, полученные при испытании модуля Альфа7ВС (электролизера) первой модификации показали, что в щелочной области может быть использована хлорная технология, извлечение золота, находящегося в песке в виде поверхностной пленки составили 95,1+4,1 %.Разработанная модель может быть основой для дальнейших работ по моделированию скважинных методов добычи других металлов методом кучного выщелачивания, а также для утилизации различных отходов, содержащих металлы в связанном виде.Переход на хлорную технологию с применением стандартного оборудования комплекса Альфа способствует значительному сокращению материальных, трудовых, энергетических затрат и времени на проектирование и поставку золотоизвлекательных заводов. Естественно при этом предусмотрен сбор стоков и очистка сточных вод. Кроме того решена задача предотвращения попадания активного хлора в окружающую среду наиболее эффективным способом.
Литература:
1. Хлоридная металлургия золота. Зырянов М. Н., Леонов С. Б. – М.: «СП ИНТЕРМЕТ ИНЖИНИРИНГ», 1997. – 288 с.
2. Электрохимическая очистка сточных вод. Краснобородько И. Г., Светашкова Е. С. – Ленинград, 1978. – 90с.
3. Краткий справочник физикохимических величин. Изд. 8е, перераб./Под ред. А. А.Равделя и А. М. Пономаревой. – Л.: Химия, 1983. – 232с
Источник: leaching.site
Способ селективного извлечения золота из упорного минерального сырья
Изобретение относится к гидрометаллургии, в частности к гидрометаллургическому вскрытию упорного золотосодержащего сырья и может быть использовано для извлечения золота из минерального сырья (руд, месторождений с малыми запасами, концентратов, лежалых «хвостов» обогатительных и золотоизвлекательных фабрик, шламов, шлаков и др. техногенного сырья).
Предлагается способ электровыщелачивания упорного
золотосодержащего сырья щелочным раствором тиосульфата при плотностях тока 150-300 А/м2. Поддержание определенного режима выщелачивания позволяет проводить селективное извлечение золота из сырья в раствор.
Текст
(51) 22 11/00 (2006.01) КОМИТЕТ ПО ПРАВАМ ИНТЕЛЛЕКТУАЛЬНОЙ СОБСТВЕННОСТИ МИНИСТЕРСТВА ЮСТИЦИИ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН(57) Изобретение относится к гидрометаллургии, в частности к гидрометаллургическому вскрытию упорного золотосодержащего сырья и может быть использовано для извлечения золота из минерального сырья (руд, месторождений с малыми запасами,концентратов,лежалых хвостов обогатительных и золотоизвлекательных фабрик,шламов, шлаков и др. техногенного сырья). Предлагается способ электровыщелачивания упорного золотосодержащего сырья щелочным раствором тиосульфата при плотностях тока 150-300 А/м 2. Поддержание определенного режима выщелачивания позволяет проводить селективное извлечение золота из сырья в раствор.(72) Кенжалиев Багдаулет Кенжалиевич Беркинбаева Айнур Нуркалиевна Ходарева Татьяна Анатольевна Чукманова Маржан Турсынгалиевна Исхакова Рената Рамилевна Ахмет Окен Толбаев Бауыржан Орыналиевич Досымбаева Замзагул Дуйсеновна(73) Акционерное общество КазахстанскоБританский технический университет(54) СПОСОБ СЕЛЕКТИВНОГО ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ Изобретение относится к гидрометаллургии, в частности к гидрометаллургическому вскрытию упорного золотосодержащего сырья и может быть использовано для извлечения золота из минерального сырья (руд, месторождений с малыми запасами,концентратов,лежалых хвостов обогатительных и золотоизвлекательных фабрик,шламов, шлаков и др. техногенного сырья).
Современная гидрометаллургия золота основана на применении цианистого процесса, посредством которого извлекается из руд более 70 металла в мире. Данный процесс характеризуется весьма существенным недостатком — высокой токсичностью растворителя (цианистого натрия).
К настоящему времени известно порядка 40 выщелачивающих систем (кроме цианидов и царской водки),способных переводить золото в растворимое состояние. Однако лишь немногие из них заслуживают серьезного рассмотрения с точки зрения возможности промышленного использования в гидрометаллургии благородных металлов.
К таким системам, в частности относятся тиокарбамид(тиомочевина), галоиды (хлор, бром, йод),тиосульфаты натрия и аммония, а также некоторые органические соединения (например, гуматы и аминокислоты). Наряду с золотом все перечисленные растворители переводят в раствор серебро, медь и другие металлы, склонные к комплексообразованию.
В этой связи одним из трудоемких этапов переработки золотоносного сырья является селективное выделение золота из раствора выщелачивания. Особую сложность представляет разделение золота с серебром.
Известен способ извлечения благородных металлов из труднообрабатываемых руд, по которому осуществляют выщелачивание благородных металлов раствором тиосульфата аммония в присутствии меди. В процессе выщелачивания поддерживают рН выщелачивающего раствора не меньше 7,0 с помощью аммиака, концентрацию сульфит-ионов в растворе поддерживают не менее 0,05 путем введения в него сернистого ангидрида (Патент США 4369061, кл.
С 22 В 11/04, . 18, 1983). Следует отметить, что аммиак и сернистый ангидрид также являются токсичными реагентами, хотя в гораздо меньшей степени, чем цианид. Еще одним недостатком этого способа является то, что при переработке упорного золотосодержащего сырья выщелачивание тиосульфатом аммония в присутствии меди позволяет извлечь золото лишь на 60.
Наиболее близким к предлагаемому техническому решению является способ, описанный в предварительном патенте РК (П/п 9268, кл. С 22 В 11/00, оп. 14.07.2000, бюл. 7).
Согласно этому способу извлечение благородных металлов из минерального сырья проводят путем обработки последнего раствором, содержащим лиганд тиосульфат-ионы из тиосульфата натрия (0,0100,015 моль/л) в присутствии сульфита натрия (4,04,2)-10-3 моль/л) и окислителя — ионов меди(2,93,7)-10-3 моль/л. Согласно приведенным в описании изобретения примерам, степень извлечения золота и серебра превышает 90.
Как и в предыдущем случае этот способ недостаточно эффективен при переработке упорного сульфидного сырья, содержащего большей частью пирит , халькопирит (2), галенити другие труднорастворимые минералы. Описанный способ обладает еще одной неудобной особенностью, впрочем как и все известные гидрометаллургические способы извлечения золота.
Выщелачивание золота всегда сопровождается выходом в раствор серебра, меди и других комплексообразующих металлов(в зависимости от состава сырья), что усложняет технологию дальнейшего выделения золота из раствора. Целью предлагаемого технического решения является создание селективного способа извлечения золота,пригодного для широкого круга перерабатываемого минерального, техногенного и вторичного сырья.
Сущность изобретения заключается в электрохимическом выщелачивании раствором тиосульфата натрия при определенных параметрах,позволяющих проводить селективное извлечение золота в раствор. Технический результат заключается, помимо селективности процесса по золоту, в повышении степени извлечения последнего из упорного сульфидного сырья и сокращении продолжительности процесса.
Способ опробован на концентратах упорных сульфидных руд различного состава, приведенного в таблице 1. Таблица 1 Химический и фазовый состав исследованных концентратов упорных сульфидных руд Образец Малеевский концентрат Пирит, галенит, англезит,церуссит, пироморфит, в незначительных количествах сфалерит Пирит, халькопирит и галенит Химический и фазовый состав опытных образцов определяли с помощью рентгеновского флуоресцентного спектрометра -,рентгеновского дифрактометра ДРОН-7 и методами химического анализа. Примеры осуществления способа Пример 1. В стеклянную ячейку с углеродными электродами заливали 250 мл раствора тиосульфата натрия ви термостатировали при температуре 25 С в течении получаса.
Концентрацию тиосульфата варьировали от 0,1 до 2,5 моль/л. Загружали 25 г Малеевского концентрата (образец 1) и при интенсивном перемешивании пропускали постоянный электрический ток плотностью 200 А/м 2 в течении 6 часов. После окончания электровыщелачивания раствор анализировали методом рентгеновской флуоресцентной спектроскопии и рассчитывали извлечение обнаруженных металлов.
Таблица 2 Влияние концентрации тиосульфата натрия на степень извлечения металлических компонентов Малеевского концентрата при электровыщелачивании Условия выщелачивания Концентрация 223, моль/л Пример 2. Опыты проводили по примеру 1, но при постоянной концентрации 223 равной 2,0 моль/л варьировали температуру в электрохимической ячейке. Таблица 3 Влияние температуры на степень извлечения металлических компонентов Малеевского концентрата при электровыщелачивании Условия выщелачивания Т, С Пример 3. Опыты проводили по примеру 1, но при постоянной концентрации 223 равной 2,0 моль/л варьировали соотношение объемов жидкой и твердой фаз в электрохимической ячейке.
Таблица 4 Влияние соотношения объемов жидкой и твердой фаз на степень извлечения металлических компонентов Малеевского концентрата при электровыщелачивании Условия выщелачивания Соотношение ТЖ Пример 4. Опыты проводили как в предыдущих примерах, но варьировали плотность тока при температуре 25 С,концентрации 223 2,0 моль/л и соотношении ТЖ 110. 3 Таблица 5 Влияние плотности тока на степень извлечения металлических компонентов Малеевского концентрата при электровыщелачивании Условия выщелачивания Плотность тока,/м 2 Из приведенных в таблицах 2-5 данных видно,что наиболее постоянном токе с анодной плотностью 150-300 А/м 2 и соотношении ТЖ 14 в 2,0 М растворе 22 О 3. Пример 6. Опыт проводили по примеру 1 в 2,0 М растворе 22 О 3, но вместо Малеевского концентрата в ячейку загружали концентрат сульфидной руды месторождения Жаналык (образец 2, таблица 1).
Степень извлечения золота в раствор составила 95,1, серебра — 1,7, меди — 2,1, марганца -0,8,остальные металлы присутствуют в растворе выщелачивания в следовых количествах. Пример 7. Опыт проводили по примеру 6, но вместо Жаналыкского концентрата в ячейку загружали концентрат сульфидной руды Малеевского месторождения (образец 3, таблица 1).
Степень извлечения золота в раствор составила 96,2,серебра — 1,9, меди — 2,5, молибдена — 2,4,остальные металлы присутствуют в растворе выщелачивания в следовых количествах. Таким образом, из приведенных данных следует,что при соблюдении определенных параметров электрохимическое выщелачивание упорного сульфидного сырья в тиосульфатном растворе позволяет селективно переводить в раствор золото с высокой степенью извлечения. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ 1. Способ селективного извлечения золота из упорного минерального сырья, включающий выщелачивание раствором тиосульфата,отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют при пропускании постоянного тока плотностью 150-300 А/м 2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание проводят в щелочном растворе 22 О 3 концентрации 1,5-2,5 моль/л. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание проводят при соотношении ТЖ(16)(110).
Источник: kzpatents.com
Элюирование золота с поверхности смолы
Лекция 14. Элюирование (десорбция) золота с поверхности смолы В насыщенной золотом смоле содержится значительное количество примесных компонентов — железа, меди, цинка, никеля, ионов свободного цианида и т.д.
Для очистки ионита от золота и примесей его подвергают регенерации, после чего его сорбционные свойства восстанавливаются и он может быть многократно использован в процессе сорбционного выщелачивания. Регенерация ионита заключается в десорбции (элюировании) золота и примесей растворителями.
Регенерация насыщенного ионита включает в себя следующие основные операции: 1. Отмывка насыщенной смолы от песковой фракции пульпы на диафрагмовой отсадочной машине. 2. Отмывка илов водой в промывной колонне; количество воды ~ 10 объемов на 1 объем смолы, скорость потока воды 10—15 м/ч, продолжительность промывки 6—12 ч; 3. Десорбция цианистых соединений меди и железа раствором NaCN. Условия процесса: концентрация раствора 40—50 г/л NaCN, температура раствора 50-60 0 С, количество раствора 5 объемов на 1 объем смолы, скорость подачи раствора 1—2 м/ч, продолжительность процесса 20—25 ч, количество колонн 2, остаточная концентрация на смоле: меди до 0,5 г/кг, железа до 0,5—1,0 г/кг; смола переходит в цианистую форму; цианистый элюат, содержащий много свободного цианида, направляется в цикл цианирования пульпы. 4. Отмывка смолы водой от раствора NaCN. Условия: количество промывной воды 5 объемов на 1 объем смолы, скорость потока воды 1—2 м/ч, продолжительность процесса 15—16 ч, количество колонн 1; промывной элюат подкрепляется NаСN до концентраци 40—50 г/л и возвращается на десорбцию меди и железа.
Рекомендуемые материалы
Маран Программная инженерия
Программная инженерия
Техническое задание
Инженерная графика
Любая задача по термеху
Теоретическая механика
Управление человеческими ресурсами
Управление персоналом
399 249 руб.
| Параметр | Типоразмер колонны, м | |||||
| 0,2×5,5 | 0,3×5 | 0,5×6 | 0,55×7 | 0,7×7,2 | 0,9×9,0 | |
| Производительность по смоле, м 3 /сут. | 0,15 | 0,5 | 1,0 | 1,5 | 2,5 | 5,0 |
| Размеры, мм: | ||||||
| диаметр | 200 | 300 | 500 | 550 | 700 | 900 |
| высота | 5500 | 5000 | 6000 | 7000 | 7200 | 9000 |
| Отношение высоты к диаметру | 27 | 16,7 | 12 | 12,7 | 10,3 | 10 |
Колонны «электроэлюирования» (колонны взвешенного слоя) предназначаются для десорбции из насыщенной смолы золота и серебра с последующим осаждением их из раствора в электролизере рис….. Оба аппарата работают в замкнутом цикле, что интенсифицирует, процесс элюирования благородных металлов.
Рис. …. Схема колонны электроэлюирования: 1- корпус; 2- решетка; 3 — крышка; 4-конус; 5-6 — сетки; 7 — смотровое окно; 8- решетка; 9-12 -крепеж; 13-14- прокладки; 15- опора; 16- прижим; 17 – термопара. Ещё посмотрите лекцию «73 Понятие и виды цен» по этой теме.
Коническая часть колонны снабжена патрубками: верхним для загрузки насыщенной смолы, средним — для отбора проб смолы и раствора в процессе элюирования и нижним — для выгрузки обеззолоченной смолы. При колонне устанавливается сопряженное с ней оборудование: фильтр для осветления раствора, чаны-сборники, электролизер, насосы, трубопроводы, теплообменник.
Скорость циркуляции элюирующего раствора в замкнутой системе колонна-электролизер регулируется так, чтобы смола в колонне находилась во взвешенном состоянии. После снижения содержания золота в смоле до 0,1 мг/г и в растворе — не более 20 мг/л процесс прекращается, обеззолоченная смола после промывки водой выгружается и цикл элюирования повторяется с новой порцией насыщенного анионита. Продолжительность цикла составляет 10—12 ч. Для обеспечения непрерывности процесса десорбции необходима установка не менее двух комплектов оборудования, работающих попеременно. Техническая характеристика колонны электроэлюирования (данные ВНИИпрозолото) приведена ниже: 
К преимуществам установки электроэлюирования следует отнести: 1) существенное сокращение продолжительности процесса десорбции золота со смолы — до 10—12 ч вместо 60—75 ч при динамическом элюировании в колоннах КДС вследствие снижения содержания металла в элюирующем растворе; 2) значительное уменьшение объема элюирующего раствора — до 1,4—3,0 м 3 против 4-5 м 3 при динамическом процессе в колоннах КДС; 3) возможность снижения концентрации элюирующего раствора по ТМ с 80-90 до 50 г/л. Основным недостатком данной системы электроэлюирования является периодичность действия установки, что требует для обеспечения непрерывности работы наличия промежуточных аккумулирующих емкостей (колонн) для накопления смолы в течение Цикла элюирования и приема выгружаемой из колонны смолы после окончания процесса.
Источник: studizba.com