Переработка золотосодержащего сырья (стр. 7 из 9)

*R₂Ni(CN)₄+2H₂SO₄=*R₂SO₄+NiSO₄+HCN.

Процесс протекает с образованием катиона Ni²⁺не задерживаемого анионитом, и полной регенерацией цианида. Раствор NH₄NO₃c концентрацией 250 г/л десорбирует никель частично (около 40%). Растворы NaCN, NaOH, NaCl практически не десорбируют цианистый никель.

Десорбция ферроцианид-иона [Fe(CN)₆]^4-. Ферроцианид-ион эффективно десорбируется с анионита растворами NaCN с концентрацией 50-100 г/л, лучше при температуре до 50-60 °С. Процесс протекает по реакции ионного обмена:

*R₄Fe(CN)₆+4NaCN=*4RCN+Na₄Fe(CN)₆.

Анион [Fe(CN)₆]^4-хорошо десорбируется также растворами 2—3 н. NaCl (120-180 г/л) с содержанием 0,25-0,5 н. NaOH (10-20 г/л), лучше при температуре 50—60 °С, по реакции обмена с ионом С1^-. Достаточно полно анион [Fe(CN)₆]^4-элюируется растворами NH₄SCN с концентрацией 75-225 г/л с переходом смолы в роданид-форму RSCN. После серно-кислотной обработки смолы для десорбции цинка, никеля и цианид-иона и десорбции золота, серебра и меди слабокислым раствором ТМ можно элюировать железо и остатки меди раствором состава: 160 г/л NH₄NO₃ +50 г/л NH₄OH + 40 г/л NaOH при температуре 25 °С. Расход элюирующего раствора — 7 объемов на 1 объем смолы. После обработки железо в смоле находится в форме сорбированного ферроцианид-иона R₂Fe(CN)₆ и в виде осадков солей Ni₂Fe(CN)₆, Zn₂Fe(CN)₆ и др., не растворимых в кислой среде, медь - в виде осадка простого цианида CuCN.В щелочной среде соли ферроцианида с тяжелыми металлами разлагаются с образованием осадка гидроксидов Zn(ОН)₂ и Ni(ОН)₂ и ферроцианид-иона [Fe(CN)₆]^4-.Цианид меди и гидраты оксидов металлов растворяются в аммиачном растворе по реакциям:

· CuCN+NH₄NO₃+2NH₄OH=Cu(NH₃)₂NO₃+NH₄CN+2H₂O;

· Zn(OH)₂+2NH₄NO₃+2NH₄OH=Zn(NH₃)₄(NO₃)₂+4H₂O;

· Ni(OH)₂+2NH₄NO₃+3NH₄OH=Ni(NH₃)₅(NO₃)₂+5H₂O;

Образующиеся комплексные катионы меди, цинка и никеля переходят в элюат. Ферроцианид-ион десорбируется со смолы ионом N0₃^- по реакции обмена:

*R₄Fe(CN)₆+4NO₃^-=*4RNO₃+[Fe(CN)₆]^4-.

Анион [Fe(CN)₆]^4-частично (до 40%) элюируется растворами 2—4 н. HNO, и мало элюируется растворами Н₂SO₄ и NaOH. [2]

Десорбция [Co(CN)₄]^2-. Цианистый анион кобальта содержится в насыщенном анионите обычно в малом количестве (не более 1 мг/г), но десорбция его затруднена. Наиболее эффективно [Co(CN)₄]^2-элюируется раствором 150-375 г/л NH₄SCN, частично (до 30-60%) - растворами 225-250 г/л NH₄NO₃, 180 г/л NaCI + 20 г/л NaOH, 50-100 г/л NaCN. Десорбция кобальта возрастает с повышением температуры до 50-60 °С. Десорбция цианид-иона CN^-. Цианид-ион регенерируется растворами серной или соляной кислот с концентрацией 10—20 г/л по реакции:

*2RCN+H₂SO₄=*R₂SO₄+2HCN.

Цианистоводородная кислота HCN отгоняется из золота, поглощается раствором NaOH или Са(ОН)₂ и в виде цианистой щелочи NaCN или Ca(CN)₂ возвращается в процесс цианирования.

Цианид-ион CN^- десорбируется также растворами NH₄SCN, NH₄NO₃, NaCI, NaOH и др., анионы которых замещают его в смоле.

Десорбция примесных анионов S₂O₃^2- , SO₃^2- , SiO₃^2- и др. успешно осуществляется растворами NaOH с концентрацией 40—50 г/л. В процессе регенерации анионитов необходимо добиваться наиболее полной десорбции как благородных металлов, так и примесей. Остающиеся на смоле примеси при повторном ее использовании в процессе сорбции ухудшают кинетику процесса, уменьшают емкость смолы по благородным металлам и увеличивают потери растворенного золота в жидкой фазе хвостов. Влияние неполной регенерации тем значительнее, чем больше примесей остается в анионите. Как показывает практика, содержание остаточных компонентов в анионите после регенерации может составлять: золота - не более 0,1—0,3 мг/г, примесей - не более 3—5 мг/г воздушно-сухого сорбента. При величине остаточных примесей более 10—12 мг/г наблюдается значительное увеличение концентрации золота в растворе после сорбции, т.е. увеличиваются потери растворенного золота с хвостами. [2]

На рис. 1. приведена технологическая схема переработки золотосодержащего сырья

Рис.1 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ

1.3 РОЛЬ ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИНННЫХ ЭЛЮАТОВ В ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ

Извлечение золота из кислого тиомочевинного элюата является завершающей операцией переработки практически любого типа руд, если в технологической схеме была использована операция тиокарбамидного выщелачивания золота. Наиболее подготовленным к промышленному использованию при переработке золотых руд технологического типа В является тиокабамид.

Об эффективности данного растворителя, в частности, можно судить по результатам экспериментов, приведенных в табл. 1. Выщелачивание золота производилось из рудных смесей, составленных из золотосодержащего кварца (2 пробы руды с содержанием Аu соответственно равным 12,9 и 2.3 г/т) и вводимых в него различных минеральных добавок. В качестве последних использованы: борнит-халькозиновый концентрат (содержание Сu 70, S 20 %), штуфной антимонит (98 % Sb₂S₃), смесь реальгара и аурипигмента. содержащая 53 % Аs и 32 % S, а также активированный уголь марки ОУ. Доля вводимых добавок составляла 1 % от массы кварцевой основы. Из приведенной таблицы видно, что процесс тиокарбамидного выщелачивания, обеспечивая примерно одинаковые с цианированием показатели извлечения золота из простых кварцевых руд. .менее чувствителен к примесям (медь, сурьма, мышьяк), что позволяетрассматривать его в качестве одного из возможных вариантов гидрометаллургической переработки руд, относящихся к технологическому типу "В".

Таблица 1

Результаты сопоставительных опытов по извлечению золота из минеральных смесей цианистыми и тиокарбамидными растворами

Исходный материал для выщелачивания	Извлечение Аu в растворы, %
	Цианирование	Тиокарбамидное выщелачивание
Руда (1) с исходным содержанием Au 12, 9 г/т	93-97	87-96
Руда (2) с исходным содержанием Au 2,3 г/т	80-85	75-78
Руда (1) с добавкой борнит-халькозинового концентрата	50-60	87-91
концентрация Сu в растворах, мг/л 740 27
Руда (2) с добавкой борнит-халькозинового концентрата	17-22	65-74
Руда (1 ) с добавкой антимонита	0	75-79
Руда (2) с добавкой реальгар-аурипигмента	22-43	65-70
Руда (1) с добавкой активированногоугля	0	0

Примечание: Общие условия выщелачивания: температура 20-25 °С, продолжительность 6 ч; Ж:Т=2:1: исходная концентрация NаСN и растворах 2.5 г/л; сослав тиокарбамидных растворов (г/л): ТhiO - 20; Fе₂(SО₄)₃ (окислитель) - 3,0; Н₂SO₄ (регулятор среды) - 5.0.

В период 1964-1984 гг. специалистами Иргиредмета проведен комплекс теоретических и экспериментальных исследований по изучению общих закономерностей процесса растворения золота и его химических соединении в кислых растворах тиокарбамида с последующей разработкой технологии извлечения металлов из руд на основе тиокарбамидного выщелачивания, включая операции осаждения золота и серебра из растворов инейтрализации сточных вод технологического процесса. Однако данная операция достаточно сложная, так как процесс малоизучен и трудноосуществим так как руды достаточно бедные и экономически невыгодно применять данную операцию.

2. ОБЗОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИННЫХ ЭЛЮАТОВ

2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА И ХИМИЗМ ПРОЦЕССА

Из раствора ТМ золото и серебро могут быть осаждены рядом методов. [2]

Для растворов с промежуточным содержанием золота и серебра достаточно перспективным, как показали проведенные исследования, представляется использование метода цементации Au и Ag электроотрицательными металлами (цинк, алюминий, свинец, железо).

Более предпочтителен в этом плане металлический свинец, позволяющий за 10 мин извлекать в цементный осадок 99,5 % Au и 99,9 % Ag. Однако относительно высокий расход цементатора (7 частей на 1 часть суммы Au и Ag) и связанное с этим низкое содержание благородных металлов в осадке (менее 12%) требуют тщательной оценки эффективности процесса цементации, применительно к конкретному сырью.

1. Цементация свинцом золота осуществляется из солянокислых ТМ элюатов с последующим купелированием осадка. При загрузке в раствор свинцовой стружки или пыли протекает следующая реакция цементации золота:

2Au[SC(NH₂)₂]Cl+Pb=2Au+Pb[SC(NH₂)₂]₄Cl₂.
Расход свинцовой пыли составляет 20-30 г на 1 г золота. Недостатками метода являются загрязнение раствора свинцом, что затрудняет использование его в обороте, и непригодность для сернокислых ТМ элюатов.

2 Цементация цинком. Содово-цинковый способ осаждения золота и серебра разработан и внедрен в производство на Лебединской опытной ионообменной установке. Раствор предварительно нейтрализуется содой до рН 6-7, затем загружается цинковая пыль в количестве 3—4 г на 1 г золота и перемешивается с раствором в течение 2-3 ч. Золото осаждается по реакции:

{Au[SC(NH₂)₂]₂}₂SO₄+Zn=2Au+Zn[SC(NH₂)₂]₄SO₄.
После осаждения золота и серебра в раствор добавляют соду до рН 9-10 для частичного осаждения из раствора цинка в виде Zn(OH)₂. Отфильтрованный цинковый осадок содержит 6—10% золота и подвергается переработке серной или соляной кислотой с последующей плавкой осадка на черновое золото. Раствор направляется в оборот — на десорбцию. К недостаткам метода относятся: невысокое качестве осадка, высокий расход реагентов (сода, цинковая пыль, кислоты) и загрязнение оборотного элюирующего раствора цинком и солями натрия, которые снижают качество отрегенерированной смолы.