硫代硫酸盐法回收某金矿废水池污泥中金的研究①.doc

硫代硫酸盐法回收某金矿废水池污泥中金的研究① 摘要在NaOH、Na2SO，的协同作用下，探索了硫代硫酸盐法回收某金矿废水池污泥中金的条件。通过单因素和正交试验得出在反应温度50～55℃，反应时间3h，试剂与干污泥的最佳质量比为Na2S2035H20 72．1％，NaOH 11．3％，Na2S03 11．3％，此时浸金率可达90．1％以上。 关键词无氰工艺；硫代硫酸盐；回收；正交试验；浸金条件 我国是一个黄金资源丰富的国家，目前产量居世界第五。据不完全统计，当前采用氰化法生产黄金的产量，占全国黄金总产量的60％以上，氰化物剧毒，给人和环境都带来巨大危害，迫切需要研究和开发新型高效无氰提金工艺。国家“九五”重点科技攻关项目“无毒溶剂提金新工艺研究”专题的重点在于找到适宜金精矿提金的非氰无毒新工艺，提高金精矿浸出率[1-2]。 硫代硫酸盐法回收金银等贵金属这一环保型技术，具有无毒、浸出速度快、对设备无腐蚀等一系列优点，又由于是在碱性介质中浸出，从而使其优越于氯化法和硫脲法。因此，硫代硫酸盐法浸金的研究近十年来引起人们极大的兴趣。该法特别适合处理氰化法难以浸出的含铜、锰和砷的金矿石或精矿[3]。硫代硫酸盐法浸金的研究，国外起步较早，早在1957年前苏联曾研究了纯金在氨性硫代硫酸盐溶液中的溶解热力学；1972年日本研究了Cu2对S2032-溶金的催化作用及其影响因素；1981年美国对含铜、锰难处理金矿进行了S2032-浸出研究；1983年前苏联获得了用硫代硫酸盐处理含铜、锰等复杂金矿的专利；近几年Ritchie等人[4-9]研究了Cu2-氨-硫代硫酸盐体系的浸金机理。国内研究起步较晚，1984年以后沈阳黄金学院、沈阳矿冶所、东北大学、中国科学院化工冶金研究所、中南工业大学等单位分别进行了硫代硫酸盐提金方法的基础理论研究和技术开发工作。 本文就Na2S2O3在NaOH和Na2SO3条件下，对某金矿污泥中金的浸取条件进行了试验，通过单因素和正交试验得出并验证最佳的浸金条件。 1 试验部分 1．1试验仪器及药剂 1．1．1 仪 器 WFX-1 B型原子吸收分光光度计，78HW-1恒温磁力搅拌器，FA-2004电子分析天平， AxiosPW4400x射线荧光光谱仪。 1．1．2药品Na2S2035H20，NaOH，Na2S03，均为分析纯。 1．1．3污泥实验用材料，取自某金矿氰化法废水排入池塘中形成的污泥。烘干污泥后测得含水率为78．37％，干燥后的污泥由EDX能谱分析得其主要成分为C 4．0％，0 34．5％，A1 17．0％，Ca 12．8％， Fe 7．6％，Cu 8．9％，Na 3．7％，Si 7．4％，C1 6．0％；另用扫描电镜可以找到少许闪亮Au的颗粒，用ICP测得干污泥中含Au 0．0203％，由此可见，从此污泥中提取金是有价值的。有人曾用氰化法浸取，但是结果不理想，Au的浸出率约30％。为了提高金的浸出率且从环保角度考虑，选用硫代硫酸盐法进行试验研究。 1．2试验流程 取湿污泥25．65g，干重5．55g，加入各试剂后，配成125mL悬浊液，开动恒温磁力搅拌器，反应温度控制在50～55℃，至规定时间，停止反应。为避免因水份蒸发而产生的误差，在反应开始时反应液液位处作标记，反应结束时加蒸馏水至初始体积。然后吸取10 mL悬浊液于离心管中，离心机转速为3000r／min，离心时间20min；用原子吸收分光光度仪测离心管上清液中金的浓度，记下清液的体积V1和浓度c1，管底污泥用蒸馏水多次洗涤至其中所含浸出的金离子浓度可以忽略不计，记下每次洗涤上清液体积Vn和浓度cn。 1．3浸金率的计算 2结果与讨论 2．1单因素影响试验 2．1．1 浸出时间对浸金率的影响 取湿污泥25．65g，Na2S2035H20 4g，NaOH 1．25g，Na2S03 1．25g，配成125mL悬浊液，反应时间对浸金率的影响如图1所示。 由图l可知，随着反应时间的延长，浸金率先增大后减小，4 h达到最大。3h浸金率为79．1％，4h浸金率为80．3％，浸出4h只比3 h增长1．5％，从经济效益考虑，反应时间定为3h。 2．1．2 NaOH量对浸金率的影响 取湿污泥25．65g，Na2S2035H20 4g，NaOH用量对浸金率的影响如图2所示。由图2可知，随着NaOH用量的增加浸金率先增大后减小，用量为0．63g时，浸金率达最高67．9％。 生成的S2-与污泥中的金属离子如Cu2等反应生成不溶的硫化物而阻碍反应的进行。因此，NaOH加人必须适量，过量时会导致浸金率的下降。 2．1．3 Na2S203量对浸金率的影响 同样不加 Na2S03，依据图2，NaOH的量定为0．63g，考察 Na2S203量对浸金率的影响。取湿污泥25．65g， NaOH 0．63g，Na2S2035H20用量对浸金率的影响如图3所示。 由图3可知，随着Na2S2035H20量的增加，浸金率随之增大，当Na2S2035H20用量由4g增加到8g时浸金率增长缓慢，Na2S2035H2O为4g时浸金率为67．9％，Na2S2035H20为8g时，浸金率为72．9％，增加Na2S2O35H20的量对浸金率提高作用不大。 当Na2S2035H20的量为4 g时，溶液中Na2S203的浓度为0．13mol／L。文献[10]认为在此浸金反应中，当溶液中Na2S203的浓度超过0．13 mol／L时，将对反应动力学不利，因此确定Na2S203用量为4 g。 由图2、图3可知，未加Na2SO3时，金浸取率较低，最高在70％左右。 2．1．4 Na2SO3用量对浸金率的影响 取湿污泥25．65 g，NaOH 0．63g，Na2S2035H20 4g，Na2S03用量对浸金率的影响如图4所示。由图4可知，随着Na2SO3量的增加，浸金率先增加后减小，在Na2SO3为0．63g时，浸金率最大，达到90．1％。 黎鼎鑫等人[10]曾用旋转圆盘法对金银在Na2S203溶液中溶解动力学进行了研究，研究表明，当金银表面逐渐生成硫和硫化物沉淀时，会降低S2O32-到达金银表面的速率；在溶液中加入适量的Na2SO3时，有如下反应 由式2和式3可知，Na2SO3的加入可以防止金银表面上硫和硫化物的沉积，有利于提高浸金反应速率。但是加入量过多时，SO32-会消耗大量的溶解 氧变成SN42-，将不利于主反应式1的进行，使得浸金率下降。 因此，适量的Na2SO3能大幅度提高金的浸取率，过量或不足则会使浸金率降低。 2．2正交实验 为充分考虑各个因素之间交互影响，得出最佳试剂用量配置，设计进行了正交试验，以NaOH用量， Na2S2035H20用量和Na2S03用量为考察对象，反应时间、温度以及操作同单因素试验，试验总数为9次，具体安排如表l和表2，试验结果和分析分别见表2和表3。 由表3可见，以Na2S2025H20用量、NaOH用量和Na2S03用量作正交试验时，Na2S2035H20用量A的K值最大为K3，是222．2，也注意到k2值是222．1，K2≈K3，从节约材料角度，应该选A2；NaOH用量B的K值最大为K2，是198．3；Na2SO3用量c的 K值最大为K2，是191．2；因此得出取湿污泥25．65g时，浸金率最佳的试剂用量条件为A2B2C2，即 Na2S2035H20 4g，NaOH 0．63g，Na2S03 0．63g以上3种试剂相对干污泥的质量分数分别为72．1％，11．3％，11．3％。再由表3的尺值分析，A，B，C的R分别为110．5，38．6，29．5，ABC。A的影响最大， B，C相差不大，对反应影响程度相当。此前通过单因素试验，湿污泥25．65g，在50～55℃下，反应时间3 h，试剂用量分别为Na2S2035H20 4g，NaOH 0．63 g，Na2SO30．63g时，有较佳浸金率90．1％；该实验结果与正交试验分析结果A2B2C2完全吻合。 3结 语 1在Na2S2035H20和NaOH量相同的条件下，加入适量的Na2SO3，可以大大提高对污泥中金的浸取率。 2污泥在50～55℃，反应时间为3 h条件下，浸出试剂与干污泥的最佳质量之比分别为Na2S2035H20 72．1％，NaOH 11．3％，Na2S03 11．3％，此时浸取率为90．1％。 参考文献[1]薛光．会精矿无氰提会新工艺的研究[J]．黄金．1994832． [2] 张兴仁．无氰提金新工艺的研究[c]．第四届全国金银选冶学术会论文集，1993． [3]Stanley G G．The Extractire Metallurgy of Gold in Sonth Africa[M]．Vol，2．Chapter．15，864，Johannesburg，1987． [4]童雄，张艮林，普传杰．氨性硫代硫酸盐浸金体系中硫代硫酸盐的消耗[J]．有色金属，2005，5726972． [5]Ritchie I M，Nicol M J，Stannton W P．Are there realistic ahematives to cyanide as a lixiviant for gold at the present timeInYoung E D，Tidwell L G，Anderson C GEds．CyanideSocial，Industrial and Economic Aspects，TMS，Warrendale，2003，427440． [6]Nicol M J．OMalley G P．Recovery of gold from thiosulfate solutions and pulps with ionexchange resins．InYoung E D，Tidweil L G．Anderson C GEds．CyanideSocial，Industrial and Economic Aspects．TMS，Warrendale，2001．469483． [7]NicolM J，OMalley GP．Recovering gold from thieauifateleach pulps via ion exchange[J]．J Met，2002，544447． [8]AylmoreM G，MuirDM．Thiosulfate leaching of golda review[J]．Miner Eng，2001，14135174． [9]MollemanE，Dreisinger D．Thetreatment of coppergold ores by 8himonium thiosulfate leaching[J]．Hydrometallurgy，2002，66l21． [10]黎鼎鑫，王永录．贵金属提取与精炼修订版[M]．长沙中南大学出版社，2003．