СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ИЗ АКТИВНЫХ УГЛЕЙ
METHOD OF EXTRACTING GOLD AND SILVER FROM ACTIVE COALS

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и в частности может быть использовано для извлечения золота и серебра из фазы активных углей, насыщенных в цианистых растворах и пульпах.
Известны промышленно освоенные способы-аналоги переработки серебро- и золотосодержащих углей, включающие операцию элюирования в замкнутом цикле с электроосаждением (электроэлюирование). В известном способе] [1-2] проводят электроэлюирование растворами NaOH до истощения циркулирующих растворов по золоту и серебру. Недостатком способа является автоклавное условия его реализации при температуре растворов 140-150°С и давлений 5 МПа, что обусловливает сложность и дороговизну аппаратурного оформления, повышает требования к охране труда.
В известном способе [3-4], реализуемом при температуру 90-100°С и атмосферном давлении, проводят электроэлюирование благородных металлов растворами NaOH и NaCN до истощения циркулирующих растворов по золоту. Недостатком способа является низкая эффективность элюированця (десорбции) золота при высокой продолжительности процесса 36-72 ч.
2
2
Наиболее близким к заявляемому способу является способ-прототип [5-6], испытанный в промышленном масштабе. Способ состоит в электроэлюировании золота из угля тиокарбамидно-щелочно-цианистыми растворами при температуре 90-100°С и атмосферном давлении, при этом тиокарбамид (CS(NH)) и гидроксид натрия подают разово в начале процесса до концентрации каждого из них 20-30 г/л, цианид натрия подается в один или два приема в концентрации 6-30 г/л. Использование тиокарбамида по сравнению со способом [3-4] позволяет существенно повысить эффективность десорбции золота и сократить продолжительность в 2-3 раза до 16-32 ч.
2-
2
Недостатком способа-прототипа является существенное снижение показателей процесса десорбции при наличии значимых содержаний серебра в активном угле (массовое отношение Ag:Au более 2). Это связано с деструкцией тиокарбамида до водорастворимых сульфидов (S) при высокой концентрации которых, начинается образование нерастворимого осадка AgS в циркулирующих растворах и непосредственно в фазе угле, в результате чего поры угля закупориваются и извлечение золота и серебра на катоды кратно снижается [5-6].
Другим недостатком способа-прототипа является нецелевой расход реагентов (тиокарбамид, гидроксид и цианид натрия) при) повышенных концентрациях более 10 г/л, т.к. тиокарбамид разлагается с образованием углекислого газа, сероводорода и аммиака:
Сероводород и углекислый газ при этом связываются гидроксидом натрия, вызывая его расход, а образовавший сульфид реагируют с цианидом натрия так, что суммарная реакция выглядит следующим образом:
Параллельно протекает щелочной гидролиз тиокарбамида и реакции, обусловленные электрическим током в электролизерах.
2
2
При промышленных испытаниях способа-прототипа расход реагентов на 1 т угля составил, кг: NaCN - 44; CS(NH) - 95; NaOH - 91.
Задачей предлагаемого изобретения являлась адаптация метода для сереброзолотосодержащих углей за счет проведения двухстадиального электроэлюирования, причем на первой стадии процесс осуществляют без добавок тиокарбамида.
2
Технический результат достигается тем, что на первой стадии серебро достаточно эффективно извлекают на катод из фазы угля с помощью щелочно-цианистых растворов, в которые не был добавлен тиокарбамид как источник серы, что исключает образование сульфидов, в частности осадка AgS. После извлечения на катод большей части серебра, не прерывая процесса, в циркулирующие растворы добавляют тиокарбамид, который повышает эффективность десорбции золота и проводят электроэлюирование золота. В итоге оба металла оказываются количественно извлечены на катод, а уголь обезметаллен в требуемой степени более 90-95%.
Другой задачей изобретения являлось снижение расхода реагентов за счет изменения режима подачи реагентов.
Технический результат в данном случае обусловлен тем, что при концентрации тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия выше 10 г/л их деструкция (в частности по реакциям 1 и 2) заметно ускоряется, и нецелевой расход реагентов возрастает. Результат достигается путем поддержания оптимальной (пониженной в сравнении с прототипом) рабочей концентрации реагентов в циркулирующих растворах, которая находится в пределах 0,5-10 г/л, в зависимости от типа угля. Благодаря этому происходит снижение расхода реагентов без снижения показателей извлечения золота и серебра.
Способ подтверждается следующими примерами.
ПРИМЕР №1
3
По способу-прототипу (пример №1.1) проводили переработку сереброзолотосодержащего активного угля, получаемого на одной из ЗИФ при насыщении цианистых растворов. Насыпная плотность угля составляла 0,58 т/м, массовая доля Ag - 11,7 кг/т, Au - 1,84 кг/т. Электроэлюирование проводили при температуре 80-90°С в установке, состоящей из одной десорбционной колонки с объемом угля 100 мл и одного электролизера объемом 40 мл, оснащенного листовыми нержавстальными анодами и катодами из нержавстальной сетки 0,6×0,6 мм.
2
2
Реагенты вносили в виде исходного раствора с концентрацией CS(NH) - 27 г/л, NaOH - 26 г/л, NaCN - 6 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,40 л/ч. Через 12 ч повторно подавали NaCN в количестве 6 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л, что заняло 16 ч.
2
2
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,35 кг/т, Ag - 6,42 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 81,0%, Ag - 45,1%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 95; NaOH - 91; NaCN - 44.
По предлагаемому способу (пример №1.2) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях, но в 2 стадии.
2
2
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 10 г/л, NaCN - 10 г/л в количестве 0,32 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,37 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 10 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы вносили CS(NH) до его рабочей концентрации 10 г/л и поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 16 ч.
2
2
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,10 кг/т, Ag - 0,32 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,6%, Ag - 97,3%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 72; NaOH - 69 (что в 1,3 раза меньше, чем по прототипу), расход NaCN - 46 (на том же уровне).
По предлагаемому способу (пример №1.3) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные рутениево-титановые аноды (ОРТА).
2
2
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 1 г/л, NaCN - 1 г/л в количестве 0,32 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,37 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 1 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы вносили CS(NH) до его рабочей концентрации 10 г/л и поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 16 ч.
2
2
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,12 кг/т, Ag - 0,53 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,5%, Ag - 95,5%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 31; NaOH - 23; NaCN - 28 (что в 1,6-4,0 раза меньше, чем по прототипу).
ПРИМЕР №2
3
По способу-прототипу (пример №2.1) проводили переработку золотосодержащего активного угля, получаемого на одной из ЗИФ при сорбционном цианировании промпродукта гравитационного обогащения руды. Насыпная плотность угля составляла 0,66 т/м, массовая доля Au - 4,74 кг/т, Ag - 0,92 кг/т.Электроэлюирование проводили при температуре 90-100°С в установке, состоящей из одной десорбционной колонки с объемом угля 100 мл и одного электролизера объемом 40 мл, оснащенного листовыми нержавстальными анодами и катодами из нержавстальной сетки 0,6×0,6 мм.
2
2
Реагенты вносили в виде исходного раствора с концентрацией CS(NH) - 27 г/л, NaOH - 26 г/л, NaCN - 6 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,40 л/ч. Через 12 ч повторно подавали NaCN в количестве 6 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.
2
2
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,28 кг/т, Ag -0,19 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,1%, Ag - 79,3%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 95; NaOH - 91; NaCN - 44.
По предлагаемому способу (пример №2.2) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные рутениево-титановые аноды (ОРТА).
2
2
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH) - 5 г/л, NaOH - 5 г/л, NaCN - 5 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,44 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 5 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.
2
2
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,26 кг/т, Ag - 0,21 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,5%, Ag - 77,2%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 61; NaOH - 46 (что в 1,4-1,6 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 48 (на том же уровне).
По предлагаемому способу (пример №2.3) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные иридиево-рутениево-титановые аноды (ОИРТА).
2
2
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH) - 2 г/л, NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,44 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 2 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.
2
2
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,29 кг/т, Ag - 0,17 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,9%, Ag - 81,5%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 59; NaOH - 43 (что в 1,6-2,1 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 42 (на том же уровне).
По предлагаемому способу (пример №2.4) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. Переработку вели в 2 стадии.
2
2
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 0,35 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,42 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 1 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы добавляли CS(NH) до его рабочей концентрации 10 г/л к: поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 24 ч.
2
2
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au -г 0,37 кг/т, Ag - 0,18 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 92,2%, Ag - 80,4%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 50; NaOH - 41 (что в 1,5-2,3 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 44 (на том же уровне). Данный пример показывает, что для углей, содержащих относительно малые количества серебра - двухстадийный процесс менее эффективен, т.к. при близком расходе реагентов и продолжительности процесса (по примеру 2.3) остаточное содержание Au в угле повысилось с 0,29 до 0,37 мг/г, а извлечение металла снизилось на 1,7%.
По предлагаемому способу (пример №2.5) тот же уголь перерабатывали в установке, моделирующей непрерывный режим работы с противоточным движением угля и циркулирующего раствора. Установка состояла из 4-х последовательно соединенных десорберов с загрузкой угля по 250 мл и 4-х последовательно соединенных электролизеров объемом по 40 мл, оснащенных оксидными иридиево-рутениево-титановыми анодами (ОИРТА) и катодами из нержавстальной сетки.
2
2
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH) - 2 г/л, NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 1 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 4,0 л/ч. Концентрацию золота в разгрузке электролиза поддерживали на уровне 1-5 мг/л Реагенты подавали непрерывно с помощью перистальтических насосов в питание десорберов. С целью соблюдения водного баланса, а также обновления циркулирующих растворов, из разгрузки электролизеров с помощью перистальтического насоса откачивался отработанный раствор в объеме 0,13 л/ч. Рабочая концентрация каждого из реагентов в циркулирующих растворах составляла 1-2 г/л. Условно непрерывный противоточный режим процесса обеспечивался передвижкой угля, которую осуществляли раз в 6 ч передвигая уголь целиком из каждого десорбера. Освободившийся десорбер заполняли свежей порцией насыщенного угля. Таким образом время пребывания угля в процессе составляло 24 ч. В промышленных условиях передвижка угля между десорберами должна осуществляться насосами (периодически или непрерывно) без простоев установки, что обеспечивает непрерывность процесса электроэлюирования.
2
2
Опыт продолжали в течение 98 ч, в установившемся режиме получен уголь со средним остаточным содержанием Au - 0,30 кг/т, Ag - 0,18 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,7%, Ag - 80,4%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH) - 62; NaOH - 40 (что в 1,5-2,3 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 40 (на том же уровне).
Рассмотренные примеры показывают, что в сравнении со способом-прототипом [5-6] предлагаемое изобретение позволило:
• Осуществить эффективную переработку сереброзолотосодержащего угля. Извлечение серебра повышено с 45,1 до 95,5-97,3%, золота - с 81,0 до 93,5-94,6%. Следует отметить, что серебро сопутствует золоту в рудах в большинстве случаев, поэтому переработка углей, содержащих золото и серебро, является рядовой.
2
2
• Снизить расход CS(NH) и NaOH в 1,3-4,0 раза при сохранении эффективности процесса электроэлюирования благородных металлов. Расход NaCN в одном случае был снижен в 1,6 раза, в остальных случаях составил близкую с прототипом величину.
По сравнению со способом-аналогом [1-2], предусматривающими переработку угля в автоклавных условиях, предлагаемое изобретение позволяет существенно упростить и удешевить аппаратурное оформление и эксплуатационные затраты в части охраны труда за счет снижен* [я температуры процесса до 80-100°С, т.е. отказа от проведения процесса в автоклаве - источнике повышенной опасности для персонала.
Дешевое аппаратурное оформление позволяет организовать процесс электроэлюирования в установках непрерывного действия, которые дополнительно удешевляют производство при относительно больших потоках активного угля (более 3-5 т в сутки) за счет упрощения обслуживания технологии.
По сравнению со способом-аналогом [3-4] предлагаемое изобретение позволяет существенно повысить эффективность электроэлюирования и сократить продолжительность с 36-72 до 16-24 ч.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Daxter К., Ladyman R., Siddall G.B. Integral Pressure Electrovjinning at update of the Status of the technology // Randol Gold Forum'96. Olimpik Valley, California, USA, 1996. p. 431-438
2. Автоклавная десорбция золота из насыщенных активированных углей, Барченков В. В. Золотодобыча, №219, Февраль, 2017. URL: https://zolotodb.ru/article/11603 (дата обращения 24.05.2019)
3. Zadra J.В. A process for the recovery of gold from activated carbon by leaching and electrolysis // U. S. Bureau of Mines Reports of Investigations, 4672 - 1950, April. - p. 4672-4677
4. Zadra J., Engel A., Heinen H. // Ibid. 1952. №4843. - 32 p.
5. P.D. Руке, C. Swaminathan, R.F. Johnston, An investigation into alternative eluants from activated carbon at atmospheric pressure / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 837-849.
6. P.D. Pyke, R.F. Johnston, C. Swaminathan, Pilot and full scale jjlant trials using thiourea enhanced Zadra stripping of activated carbon / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 851-858.