RU2023732C1

RU2023732C1 - Method of extracting gold from compound chloride solutions

Info

Publication number: RU2023732C1
Application number: SU925031305A
Authority: RU
Inventors: Н.И. Антипов; А.П. Яковлев; А.В. Югай; В.К. Бубнов; В.М. Баранов; А.М. Капканщиков; Э.К. Андриевская; В.Р. Шиврина; Г.Н. Шиврин
Original assignee: Производственное объединение "Целинный горно-химический комбинат"
Priority date: 1992-03-09
Filing date: 1992-03-09
Publication date: 1994-11-30

Abstract

FIELD: chemistry; methods of extracting gold from natural solutions. SUBSTANCE: essence of this method resides in dissolving cinders resulting from process of roasting gold-containing pyrite concentrates, copper-iron mattles resulting from melting gold-containing pyrite concentrates, anode sludges or compound alloys in hydrochloric acid, hydrochlorinating pulp to redox potential of 90 to 100 mV, and finally carrying out sorption of gold from compound solutions using polystyrene disulfide. EFFECT: ecologically safe and low-waste technique of reprocessing compound gold-containing stock.

Description

Изобретение относится к гидрометаллургии золота и цветных металлов, а именно к извлечению золота из хлоридных растворов (пульп) сложного солевого состава, и может быть использовано при переработке золотосодержащих руд и концентратов, огарков обжига штейнов, пиритных и арсенопиритных концентратов, анодных шламов электролитического рафинирования меди и никеля, лома и отходов радиоэлектронной промышленности. The invention relates to hydrometallurgy of gold and non-ferrous metals, in particular to the extraction of gold from chloride solutions (pulps) of complex salt composition, and can be used in the processing of gold-bearing ores and concentrates, cinder rods, pyrite and arsenopyrite concentrates, anode sludges of electrolytic refining of copper and Nickel, scrap and waste from the electronics industry.

Известны способы извлечения золота из растворов и пульп выщелачивания синтетическими сорбентами или активированными углями. Сорбция золота из пульп цианирования осуществляется анионитом АМ-2Б. В отсутствии примесей сорбционная емкость анионита АМ-2Б значительно выше, чем для активированных углей (БАУ, КАД-иодный, АГ-3, СКЛ). При сорбции из растворов сложного состава сорбционная емкость активированных углей выше, чем для анионита АМ-2Б. Цианид меди снижает емкость АМ-2Б в 3 раза, цианид никеля в 5, а цианид цинка в 10 раз. Known methods for the extraction of gold from solutions and pulp leaching with synthetic sorbents or activated carbons. Gold sorption from cyanidation pulps is carried out by AM-2B anion exchange resin. In the absence of impurities, the sorption capacity of the AM-2B anion exchanger is significantly higher than for activated carbons (BAU, KAD-iodine, AG-3, SCR). When sorption from solutions of complex composition, the sorption capacity of activated carbon is higher than for anion exchange resin AM-2B. Copper cyanide reduces the capacity of AM-2B by 3 times, nickel cyanide by 5, and zinc cyanide by 10 times.

Недостатками указанных способов является малая эффективность разделения золота, железа и цветных металлов, поэтому сорбция на анионитах и активированных углях обеспечивает только концентрирование золота. Этот недостаток присущ и способу, согласно которому золото сорбируется активированным углем из солянокислых растворов гидрохлорирования золотосодержащих продуктов. The disadvantages of these methods is the low separation efficiency of gold, iron and non-ferrous metals, therefore, sorption on anion exchangers and activated carbon provides only the concentration of gold. This disadvantage is inherent in the method according to which gold is sorbed by activated carbon from hydrochloric acid solutions of hydrochlorination of gold-containing products.

Цель изобретения - повышение степени разделения золота, железа и цветных металлов, сокращение технологического цикла получения золота высокой чистоты, повышение извлечения золота из растворов. The purpose of the invention is to increase the degree of separation of gold, iron and non-ferrous metals, reducing the technological cycle of obtaining high purity gold, increasing the extraction of gold from solutions.

Цель достигается тем, что селективное извлечение золота осуществляется использованием в качестве сорбента полистиролдисульфида (ПДС) из хлоридных растворов при окислительно-восстановительном потенциале 900-1100 мВ. The goal is achieved in that the selective extraction of gold is carried out using polystyrene disulfide (PDS) as a sorbent from chloride solutions at a redox potential of 900-1100 mV.

Сущность способа заключается в следующем. The essence of the method is as follows.

Огарки обжига золотосодержащих пиритных концентратов, медно-железного штейна плавки указанных концентратов или анодные шламы, сплавы сложного состава подвергают растворению в соляной кислоте и последующему гидрохлорированию пульпы до окислительно-восстановительного потенциала 900-1100 мВ, после чего полистиролдисульфидом осуществляют сорбцию золота из растворов сложного состава. Полистиролдисульфид

получают в одну стадию взаимодействием хлорметилированного сополимера стирола с дивинилбензолом с девятиводным сульфидом натрия Na₂S ˙ 9H₂O) в среде этилового спирта при 80-82^оС в течение 6 ч. Сорбент содержит 4,9-6,2 мас.% серы и представляет собой непрозрачные гранулы 0,3-1,6 мм, в нем отсутствуют сульфгидрильные катионообменные функциональные группы.The calcination rods of gold-bearing pyrite concentrates, copper-iron matte smelting of the indicated concentrates or anode sludges, alloys of complex composition are subjected to dissolution in hydrochloric acid and subsequent hydrochlorination of the pulp to a redox potential of 900-1100 mV, after which gold is sorbed by polystyrene disulfide from solutions of complex composition. Polystyrene disulfide

prepared in one step by reacting chloromethylated copolymer of styrene with divinylbenzene, with sodium sulfide nonahydrate Na ₂ S ˙ 9H ₂ O) in ethyl alcohol at 80-82 ^{° C} for 6 hours. The sorbent comprises 4,9-6,2 wt.% sulfur and it is an opaque granule of 0.3-1.6 mm, there are no sulfhydryl cation exchange functional groups.

Насыщенный золотом сорбент ПДС отделяют на грохоте от твердой части пульпы, отмывают водой противотоком от рафината, илов и шламов, после чего подвергают регенерации раствором тиомочевины в 2-3%-ной серной кислоте. Регенерированный сорбент возвращается на стадию сорбции. Saturated with gold sorbent PDS is separated on a screen from the solid part of the pulp, washed with countercurrent water from raffinate, sludge and sludge, and then subjected to regeneration with a solution of thiourea in 2-3% sulfuric acid. The regenerated sorbent returns to the sorption stage.

Обеззолоченный рафинат сорбции поступает на осаждение железа и цветных металлов путем обработки известковым молоком. Гидроокиси металлов отделяют от раствора фильтрацией и направляют для переработки на заводы цветной металлургии. De-grated sorption raffinate enters the precipitation of iron and non-ferrous metals by treatment with milk of lime. Metal hydroxides are separated from the solution by filtration and sent for processing to non-ferrous metallurgy plants.

Маточный раствор хлорида кальция упаривают, после чего осуществляют конверсию соляной кислоты обработкой концентрированной серной кислотой. Выпавший осадок сульфата кальция отделяют фильтрацией и направляют в отвал. Регенерированная соляная кислота поступает на стадию растворения огарков, шламов или других золотосодержащих продуктов. The mother liquor of calcium chloride is evaporated, after which hydrochloric acid is converted by treatment with concentrated sulfuric acid. The precipitated calcium sulfate is separated by filtration and sent to a dump. Regenerated hydrochloric acid enters the stage of dissolution of cinder, sludge or other gold-containing products.

Предложенный способ позволяет реализовать экологически безопасную, малоотходную технологию переработки золотосодержащих продуктов сложного состава. The proposed method allows to implement an environmentally friendly, low-waste technology for processing gold-containing products of complex composition.

П р и м е р 1. Сравнительная сорбция золота анионитом АМ-2Б и сорбентом ПДС с нейтральной функциональной группой дисульфидной серы. Раствор FeCl₃ - 1 моль/л, HCl - 1 моль/л, золото - 10 г/л контактируют со смолой ПДС и АМ-2Б при отношении смола:раствор 1:1000. Время сорбции 20 ч при перемешивании и температура 50^оС. В указанных условиях из раствора извлечено на анионит АМ-2Б - 4,3 кг Au/г; на ПДС - 5,7 мг Au/г. Таким образом емкость смолы в 1,3 раза выше емкости анионита АМ-2Б. Смола ПДС не сорбирует железо. Емкость смолы АМ-2Б по железу составляет 45 мг/г.PRI me R 1. Comparative sorption of gold by anion exchange resin AM-2B and a sorbent PDS with a neutral functional group of disulfide sulfur. A solution of FeCl ₃ - 1 mol / l, HCl - 1 mol / l, gold - 10 g / l in contact with the resin PDS and AM-2B with a resin: solution ratio of 1: 1000. Sorption Time 20 hours with stirring and the temperature is 50 ° ^C. Under these conditions, a solution extracted from an anionic AM-2B - 4.3 kg Au / g; on PDS - 5.7 mg Au / g. Thus, the capacity of the resin is 1.3 times higher than the capacity of the anion exchange resin AM-2B. Resin PDS does not absorb iron. The iron capacity of AM-2B resin is 45 mg / g.

П р и м е р 2. Сорбция золота из пульпы гидрохлорирования огарка обжига арсенопиритного концентрата. PRI me R 2. Sorption of gold from pulp hydrochlorination cinder calcination arsenopyrite concentrate.

200 г огарка с содержанием 110 г Au/т выщелачивают 250 мл концентрированной соляной кислоты при 80^оС. Пульпа перемешивается механической мешалкой со скоростью 300 об/мин. Время выщелачивания 2 ч. После выщелачивания пульпу охлаждают до 50^оС, разбавляют водой до 600 мл и хлорируют до установления окислительно-восстановительного потенциала 950-1100 мВ (30 мин). В пульпу при ОВП 950-1100 мВ загружают смолу ПДС в количестве 3 г. Время сорбции 20 ч на трех ступенях сорбции противотоком смола - пульпа. После сорбции содержание золота в хвостовой пульпе составляет 0,03 мг/л. Выход кека составляет 123-135 г от исходного огарка. Количество золота в кеке 0,991-16235 мг. Извлечение золота от исходного количества в огарке 95,7-94,4%.200 g of a calcine containing 110 g Au / ton leached with 250 ml of concentrated hydrochloric acid at 80 ° ^C. The pulp was stirred with a mechanical stirrer at a speed of 300 rev / min. Leaching time of 2 hours. After leaching, the pulp is cooled ^to 50 ° C, diluted with water to 600 ml and was chlorinated until a redox potential of 950-1100 mV (30 min). The pulp with an ORP of 950-1100 mV is loaded with PDS resin in an amount of 3 g. The sorption time is 20 hours at three stages of sorption by the countercurrent resin - pulp. After sorption, the gold content in the tail pulp is 0.03 mg / L. The yield of cake is 123-135 g from the original cinder. The amount of gold in the cake is 0.991-16235 mg. Extraction of gold from the initial amount in the cinder 95.7-94.4%.

П р и м е р 3. Сорбция золота смолой ПДС в циклах сорбция-десорбция. Условия сорбции: Смола:раствор = 0,25 г : 250 мл, температура 52^оС, время сорбции 10 ч в каждом цикле из раствора 1 моль/л FeCl₃, 1 моль/л HCl, 10 мг/л золота. Условия десорбции: Смола:раствор = 1:200, время десорбции 2 ч, температура 52^оС, раствор - 1% ThiO в 0,1 м HCl. Извлечение золота из раствора, % по циклам сорбция-десорбция свидетельствует об устойчивости сорбента ПДС: Циклы cорбции десорбции I II III IV V VI VII Извлечение золота,% 53,5 54,6 57,3 60,3 58,1 52,4 61,6
П р и м е р 4. Хлоридный раствор рН 3,0, содержащий 14 мг/л золота, по 300 мг/л меди, кобальта и железа, контактируют в течение 10 ч с сорбентом ПДС в соотношении смола:раствор = 1:500. После отмывки смолы водой от маточного раствора в нем определяют металлы. Результаты анализа показывают наличие в сорбенте только золота, что свидетельствует о высокой селективности сорбента ПДС.PRI me R 3. Sorption of gold resin PDS in the cycles of sorption-desorption. Sorption conditions: Resin: A solution of 0.25 g = 250 ml, temperature of 52 ^{° C,} sorption time of 10 hours in each cycle of a solution of 1 mol / l of FeCl _3, 1 mol / l HCl, 10 mg / l of gold. Desorption conditions: Resin: solution = 1: 200, desorption time of 2 hours, temperature 52 ^{° C,} the solution - 1% ThiO in 0.1 m HCl. Gold recovery from solution,% by sorption-desorption cycles, indicates the stability of the PDS sorbent: Desorption sorption cycles I II III IV V VI VII Gold recovery,% 53.5 54.6 57.3 60.3 58.1 52.4 61 , 6
PRI me R 4. A chloride solution of pH 3.0, containing 14 mg / l of gold, 300 mg / l of copper, cobalt and iron, is contacted for 10 hours with a PDS sorbent in the ratio of resin: solution = 1: 500 . After washing the resin with water from the mother liquor, metals are determined in it. The results of the analysis show the presence of only gold in the sorbent, which indicates a high selectivity of the PDS sorbent.

Claims

METHOD FOR EXTRACTION OF GOLD FROM CHLORIDE SOLUTIONS OF COMPLEX COMPOSITION with a sorbent based on a chloromethylated copolymer of styrene with divinylbenzene, characterized in that, in order to increase the selectivity of gold recovery, reduce and simplify the technological cycle, polystyrene disulfide containing a neutral functional group is used as an sorbent.