золото из сточных ВОД

Технология, разработанная М. Маркелсом (патент США 4 033763, 5 июля 1977 г., фирма «Ворлд Pecopc Компани»), предназначена для выделения металлов, в частности благородных металлов, и$ сточных вод, представляющих собой смесь

природной воды, промышленных стоков и органических отходов.

Процесс включает стадии концентрации ценных металлов, содержащихся в сточных водах, посредством бактериальной обработки для поглощения и осаждения металлов из раствора в виде шлама, коагуляции и отделения шлама от воды, обезвоживания шлама и последующее сжигание органического материала с выделением металла.

Схема процесса представлена на рис. 75, Сточные воды I, содержащие ценные металлы, перерабатываются с целью их выделения. Эти растворы вводятся в систему вместе с добавленными ранее органическими отходами в количестве, достаточном              для поддержания

роста бактерий. Источником              органического ма

териала могут служить сточные городские воды.

Поток вводимой жидкости подвергается бактериальному воздействию в аппарате 2, проходит через устройство предварительного разделения 3, предназначенное для удаления твердых веществ, сразу выпадающих из раствора после реактора 2. Этот твердый остаток направляется в устройство для удаления воды 4, которое представляет собой стандартное оборудование для этих целей. В              случае              усовершенствованного              процесса основной поток              сточных вод проходит              из              устройства              предварительного отделения 3 в камеру              бактериальной об

работки 6. Эта стадия может быть аэробной или анаэробной.

На схеме показаны две возможности проведения процесса: одна включает отделение шлама по линии За, а другая — бактериальную обработку в камере 6 (аэробную или анаэробную), после чего масса шлама направляется в 4 по линии 7а.

После удаления влаги твердые материалы из устройства 4 направляются в печь 8, где они сжигаются и образуется зола 9, которая представляет собой смесь различных металлов, как правило в виде оксидов. Зола по массе составляет 15— 50 % от массы вошедшего в печь шлама, при условии его предварительной просушки. После этого зола подвергается стадии выделения металлов 10; выделенные металлы обозначены 11.

По другому способу обезвоженный шлам из 4 смешивается (линия 4а) с измельченной рудой и сплавляется в 10. При этом стадия сжигания 8 не проводится, и сгорание органических компонентов происходит в ходе сплавления ила и руды. Подаваемая смесь руды для смешения включает не только необработанную руду, но и часть продуктов выделяемых при ее обогащении.

В качестве примера приведем процесс переработки смеси природных вод, промышленных сточных вод, органических стоков, например санитарных сбросов с ежедневной подачей 105 ООО м3. Температура составляет около 20° С и pH = 7. Поток содержит от 500 до 1500 ppm твердых примесей, из них благородных металлов: серебра 20—100, золота 1—5, платины 0,03—0,16 рргп. Благородные металлы присутствуют в смеси с большим количеством обычных металлов, которые в данном случае рассматриваются как примеси.

В процессе бактериальной обработки требуется от 3 до 24 ч для размножения бактерий в органической среде и поглощения ими ценных металлов с целью их иммобилизации в осаждающемся шламе, при этом температура остается около 0C и pH около 7.

После этого шлам коагулируется и разделяется с выводом осветленной воды и мокрого шлама, в котором содержание твердых веществ составляет около 5 %.

Мокрый шлам затем обезвоживается, при этом полное содержание твердых веществ возрастает до 16 % перед стадией сжигания. Однако при добавлении шлама в руду для сплавления требуется дополнительное отделение влаги и просушка. В любом случае шлам далее сжигается для удаления органических составляющих.

При сжигании образуется зола, содержащая неорганические соединения и ценные металлы примерно в следующих количествах: в % — P2O5 20, NO3 5, SiO2 7, Ca 3,4, Mg 0,5; в ррш—Fe 48 000; Al 31 600; Zn 11 400; Cu 10 900, Cr 2180; Ni 1900; Pb 1450; Mn 472; Ga 300; Cd 190; Ag 600; Au 30; Pd 4, Pt I; Tl 10.

По физическим свойствам зола представляет собой мелкодисперсный красный порошок с плотностью около 0,65 г/см3, в котором ценные металлы находятся в виде оксидов в однородном состоянии.

Зольный остаток производится в количестве 3600 кг в день, при этом отношение золы к массе обработанной воды составляет 30 000 : I. Выход осветленной воды составляет 102 тыс. м3 в день. Процесс сжигания проводится с дополнительной подачей воздуха в течение около получаса и выходящая зола имеет температуру около 3500C.

При использовании метода сплавления получены следующие результаты: степень выделения серебра и золота составляет 90 %, производство золота в день 164 г, серебра 1640 в день.

Содержание ценных продуктов в золе существенным образом может меняться в зависимости от состава обрабатываемой воды. Содержание минеральных веществ в природных водах, промышленных сбросах также важно для состава получаемых продуктов.

Существует множество процессов для выделения ценных металлов из зол 9 в устройстве, схематически обозначенном 10.

Как указано ранее, зольный остаток помимо благородных металлов содержит большое количество других распространенных металлов, в силу этого проведение цианидной экстракции нецелесообразно ввиду большого расхода цианида. Кроме того, цианид образует комплексы с другими металлами (помимо благородных), которые также экстрагируются из массы; при этом не обеспечивается должная селективность экстракции. Поэтому используется предварительная обработка зольного остатка концентрированной серной кислотой.

Практически это проводится в трех или более емкостях кислотной обработки. Значение pH поддерживается в ваннах менее pH = 2,5 и зольный остаток переносится из одной ванны в другую примерно через сутки, причем по мере последовательного переноса концентрация кислоты возрастает. По истечении трех суток предварительная обработка завершена и оставшийся зольный остаток готов для цианидной экстракции. Основные распространенные металлы удаляются из ванн в виде раствора вместе с оставшейся кислотой и практически вся масса ценных металлов остается в золе, так как они практически не растворимы в серной кислоте.

Для работы кислотных ванн требуется около 180 кг концентрированной сер* ной кислоты на тонну золы. Около 2 т воды необходимо для разбавления кислоты.

Отделенный после стадии кислотной обработки золщый остаток, содержащий ценные металлы промывается водой и нейтрализуется добавлением 2—4 процентов по массе водного раствора извести для повышения значения pH в ванне и для предотвращения образования синильной кислоты при ЕВ’дении остатка в установки цианидной экстракции, в которых проводится непрерывное перемешивание и барбо- таж воздуха. В установках количество цианистого натрия составляет I—6 % от массы золы, туда же добавляется зола со стадии предварительной обработки и активированный уголь в количестве I т на 28 кг.

При концентрации цианистого натрия I кг на 100 Kr золы за 24—72 ч выделение серебра путем адсорбции на активированном угле составляет 85—90 %, золота 90 %. Дальнейшее увеличение концентрации цианида не приводит к увеличению экстракции.

Активированный уголь с адсорбированными комплексами ценных металлов извлекается из ванны и металлы отделяются, например, сжиганием угля. После этого металлы выделяются и очищаются известными методами, например электролитически.

ПЛАВИКОВАЯ КИСЛОТА ИЗ ОТРАБОТАННЫХ ТРАВИЛЬНЫХ ЖИДКОСТЕЙ

Cm. Цирконий из отработанных травильных жидкостей»