Экологические аспекты выщелачивания благородных металлов из рудных концентратов

На сегодняшний день создание новых и совершенствование существующих методов извлечения благородных металлов из вторичного и минерального сырья является предметом теоретических и экспериментальных исследований в области гидрометаллургических процессов и оборудования.

В связи с исчерпаемостью руд с относительно высоким содержанием химических элементов одним из перспективных источников получения благородных металлов являются упорные руды, обогатимость которых обусловлена связанностью извлекаемых компонентов в сульфидах. Эффективная обработка таких месторождений требует значительно более развитых технологических приемов, так как обычные условия не обеспечивают достаточно высокого извлечения благородных металлов и сопровождается повышенными затратами для отдельных операций.

Наиболее эффективным и экономичным способом переработки рудных концентратов является цианидное выщелачивание [1]. Использование данного метода оправдано отлаженностью промышленной технологии, уникальной селективностью растворителя, эффективностью действия его при низких концентрациях и температурах. Основным технологическим недостатком метода является длительность процесса, которая в промышленных условиях может достигать нескольких суток.

Известны способы повышения эффективности цианирования за счет периодически контролируемой подачи воздуха в раствор, использования газообразного кислорода или введения пероксидов [2]. Недостатками этих методов являются их нетехнологичность вследствие высокой продолжительности выщелачивания, необходимости ведения процесса при повышенных температурах, использование токсичных и взрывоопасных растворов пероксида водорода, что в результате увеличивает энергоемкость процесса и не обеспечивает высокий уровень извлечения.

В этой связи, основным направлением современной гидрометаллургической промышленности является широкое внедрение, экологически безопасных способов интенсификации существующих процессов, позволяющих многократно повысить эффективность использования минеральных ресурсов, снизить энерго- и материалоемкость производства, улучшить охрану окружающей среды [3].

Одним из лимитирующих факторов цианирования является концентрация свободного кислорода в реагирующей системе. Поэтому варьирование способов получения и стабилизации кислорода в растворе является одним из основных методов влияния на эффективность извлечения. Применение перекиси водорода позволяет получить на месте кислород и поддерживать окислительные условия, которые способствуют повышению скорости ведения процесса. Однако применение Н2О2 сопряжено с трудностями, вызванными ее токсичностью и взрывоопасностью.

Указанные недостатки позволяет устранить использование растворов подверженных действию контактной неравновесной плазмы (КНП), которые содержат перекисные и надперекисные соединения, активные радикалы и частицы, являющиеся окислителями при цианировании. Поэтому целью исследований явилось определение условий, обеспечивающих эффективное извлечения благородных металлов из рудных концентратов с использованием активированных растворов.

В работе были определены оптимальные условия процесса растворения благородных металлов с использованием разбавленных цианистых растворов, приготовленных на основе плазмохимически активированной воды. Исследовано влияния концентрации реагентов и температуры на процесс.

Плазменную обработку воды проводили с использованием лабораторной установки. В зависимости от условий контактного действия неравновесной плазмы в жидкости образуются реакционноспособные гидратированные радикалы и частицы, перекисные и надперекисных соединения, которые благодаря своим высоким окислительным свойствам являются активными компонентами при цианировании и способствуют повышению скорости растворения благородных металлов. Опыты по исследованию влияния концентрации реагентов на растворение благородных металлов проводили на лабораторной установке, включающей в себя элементы, функционально обеспечивающие решение поставленной задачи. Эксперименты проводили в стеклянном реакторе диаметром 0,08 м и высотой 0,15 м, в который загружали 0,2 л активированного цианистого водного раствора и рудный концентрат (при соотношении твердое: жидкое – 1:5) при постоянном перемешивании механической мешалкой и заданной температуре.

Исследования, подтверждающие преимущество использования плазмохимически активированных выщелачивающих растворов перед технологической водой представлены на рис. 1. Так через 3 часа после начала процесса степень извлечения Au и Ag достигают: в цианистом растворе с использованием не активированной воды 22,5 и 10%, а в активированном цианистом растворе 45 и 22% соответственно.


                Рис.1. Кинетические кривые накопления Au+ и Ag + в растворе при цианировании концентрата:
1 – Au + плазмохимически активированным раствором (293 К); 2 – Au+ с водопроводной водой (293 К); 3 − Au +плазмохимически активированным раствором( 323 К); 4 – Ag +плазмохимически активированным раствором (293 К); 5 – Ag+ с водопроводной водой (293 К);     6 − Ag+ плазмохимически активированным раствором ( 323 К)

Через 6 ч степень выщелачивания Au и Ag составляет: в не активированном растворе 50 и 20% , в активированном цианистом растворе 55,5 и 40% соответственно. Увеличение температуры ведения процесса от 293 до 323 К приводит к увеличению степени выщелачивания Au и Ag до 75 и 60% соответственно. Очевидно, это связано с тем, что Н2О2 является активным донором кислорода только при повышенных температурах.

Исследования по определению влияния изменения концентрации KCN и времени активирования воды на степень выщелачивания благородных металлов проводили при изменении концентрации KCN в диапазоне 0,05−0,65%, при температуре 343 К. Результаты приведены на рис. 2.

Установлено, что обработка воды в течении 30 мин является достаточной, для образования перекисных и надперекисных соединений, необходимых для поддержания окислительных условий процесса цианирования.

Данные свидетельствуют, что с повышением концентрации KCN в растворе от 0,05 % до 0,225 % степень извлечения золота возрастает с 65 до 85 % при использовании воды, активированной 10 мин, с 97,5 до 98,5 % − воды активированной 20 мин, с 98,5 до 99,55 % − воды, активированной 30 мин. При концентрации KCN от 0,225 % до 0,55 % степень извлечения изменяется не так значительно.


Рис.2. Зависимость степени выщелачивания от концентрации KCN: 1 – 0,05%; 2 − 0,225%;  3 − 0,55%; 4−0,75%.

 

Дальнейшее увеличение концентрации до 0,75 % приводит к замедлению процесса растворения. Это связано с тем, что при повышенной концентрации СN- скорость диффузии цианида становится выше скорости диффузии кислорода, и в этих условиях степень растворения будет возрастать только с увеличением концентрации растворенного кислорода, и не зависит от концентрации цианида. Таким образом, процесс растворения золота целесообразно проводить при концентрации KCN в растворе 0,55%; в этом случае нет избытка цианида по отношению к кислороду и скорости диффузии ионов СN- и кислорода становятся равными. Известно [2], что KCN при растворении в воде подвергается гидролизу, что приводит к существенным потерям цианида.

Для предотвращения разложения в раствор вводят защитную щелочь. Поэтому с целью определения оптимального соотношения KCN/KOH изучили процесс выщелачивания золота в цианистом растворе в диапазоне концентраций KOH 0,4−1,3% (рис. 3).


Рис.3. Зависимость степени выщелачивания от концентрации KОН: 1 – 0,4%; 2 − 0,9%; 3 − 1,3%.

Определено, что увеличение содержания KOH в растворе от 0,4 до 1,3 % уменьшает долю растворенного золота: от 98,5 до 90 % при использовании воды, активированной 30 мин; от 97,5 до 75 % − воды активированной 20 мин; от 65 до50 % − воды активированной 10 мин.

Для уменьшения замедляющего действия защитной щелочи концентрацию ее следует поддерживать на минимальном уровне, необходимом для предотвращения гидролиза цианида. Однако использовать концентрацию КОН ниже 0,4% нецелесообразно, так как при меньшем содержании щелочи возможен гидролиз цианида и потеря реакционной способности выщелачивающего раствора.

Следовательно, концентрации КОН от 0,4 до 0,6% в растворе является оптимальными и обеспечивают стабилизацию цианистого раствора и максимальную степень извлечения.

Основным источником активного кислорода в используемом растворе является перекись водорода, а присутствующие в исследуемом рудном концентрате тяжелые и поливалентные металлы и их соединения являются катализаторами гомогенного разложения перекисных соединений.

Для предотвращения понижения стойкости раствора необходимо добавление стабилизирующих добавок. Известно использование солей фосфорной кислоты для стабилизации пероксидов водорода в растворах, содержащих поливалентные металлы и щелочи.

С целью экспериментального подтверждения стабилизирующих свойств солей фосфорной кислоты изучили влияние K2HPO4 в широком диапазоне концентраций от 0,2 − 0,9% при температуре 343К. Результаты приведены на рис. 4.


Рис.4. Зависимость степени выщелачивания от концентрации K2HPO4: 1 – 0,2 %; 2 − 0,6 %; 3 − 0,9 %.

Экспериментальные исследования по определению влияния стабилизирующего компонента на степень извлечения золота из рудного концентрата свидетельствуют, что при увеличении концентрации K2HPO4 от 0,2 до   0,6 % стабилизирующее действие возрастает. Дальнейшее увеличение концентрации до 0,9 % избыточно и приводит к снижению стабильности активных компонентов в цианистом растворе.

Очевидно, что содержание гидророфосфата калия в количестве 0,6 % достаточно для связывания ионов тяжелых и поливалентных металлов, содержащихся в рудном концентрате, в комплексные соединения.

Выводы

В результате исследований подтверждено преимущество использования растворов подверженных действию КНП для растворения благородных металлов из исходного сырья. Установлено влияние концентраций реагентов и температуры на степень извлечения золота из рудного концентрата. Показано, что для предотвращения разложения перекисных и надперекисных соединений под действием ионов тяжелых металлов, присутствующих в сырье, обязательным является использование стабилизирующей добавки, например солей фосфорной кислоты.

Представленная технология является энергосберегающей по сравнению с другими технологиями извлечения благородных металлов за счет уменьшения времени цианирования, увеличения степени извлечения и степени использования реагентов.

Список літератури

1. Меретуков А.М., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. – М.: Металлургия, 1331.- 415 с.
2. Интенсификация процесса извлечения золота и серебра из рудных концентратов активированными цианистыми растворами / Полоний М. Н., Пивоваров А. А., Сытник С. В., Буря А. И. // Придніпровський науковий вісник. - № 95 (162).- С 65-72.
3. Беляский М. А., Мейерович А. С., Меретуков М. А. Перспективные способы переработки золото- и серебросодержащего сырья за рубежем // Обзорн. Инф. ЦНИИ-цвет. Эконом и инф. – 1985. – Вып. 3. – 52 с.

УДК 669.213.6
Пивоваров А. А. Экологические аспекты выщелачивания благородных металлов из рудных концентратов [Електронний ресурс]  / [Пивоваров А. А., Воробьева М. И.] // Збірник наукових статей “ІІІ-го Всеукраїнського з’їзду екологів з міжнародною участю”. – Вінниця, 2011. – Том.2. – С.532–535. Режим доступу: http://eco.com.ua/

Скачати в форматі pdf:

Оцінка: 
0
No votes yet