Уже в 1894 г. в одном из патентов в США [15] описано концентрирование золота и серебра из растворов цианида на угле с целью извлечения этих металлов. В 1916 г. в шахте Кванми в Западной Австралии вместо классического способа осаждения золота цинковой пылью использовали тенки с тон­копористым активным углем, через которые прокачивался рас­твор цианида золота. Уже тогда отмечалось, что при контакте с углем имеет место не только восстановление соли золота, но и его адсорбция [16]. Как видно из рис. 12.3, такая адсорбция в широком интервале концентраций описывается уравнением изотермы Фрейндлиха. Так как в то время еще не были раз­работаны соответствующие процессы экстракции золота из активного угля, классический способ осаждения золота цинко — t вой пылью продолжали применять в большинстве золотодобы — { вающих стран. Наконец, в 1938 г. Чермен [17] применил по — ‘ рошковый уголь в процессе золотодобычи; отработанный уголь [ отделялся флотацией и озолялся.

I После второй мировой войны в США был разработан про — ! цесс на зерненом угле, который используется и в настоящее время на приисках в Хоумстэйке (штат Южная Дакота). Про — | изводительиость процесса I составляет 2250 т цианизи — I рованной суспензии в сутки, si При этом в тенках после I отмучиваиия фракции зереи I размером до 0,7 мм остает­ся уголь с размерами зерен 1,4—3,4 мм. После контакта с суспензией золота в тече-

Ис. 12.3. Изотерма Фрейндлиха для .адсорбции Au(CN)2 на активных уг — ~ях А, В, С.

Ние 20—60 мип (чаще 30 мин) зерненый уголь отделяется фильтрованием и частично освобожденная от золота суспензия прокачивается в следующий теик с зерненым углем. Концент­рирование золота на активном угле осуществляется в 4 ступе­ни, при этом раз в сутки производится замена угля. Пока пер­вый фильтр очищается экстракцией и реактивируется, осталь­ные фильтры работают в последовательном режиме. Приведен­ные ниже результаты дают представление о производительно­сти процесса по ступеням:

Ванном на IV ступени, экстрагируется 1%-ным раствором едко­го натра, содержащим около 0,2 % цианида натрия, при 80 °С в течение 50 ч. В таком процессе, осуществляемом в противо­токе, можно экстрагировать до 150 мг золота па 1 кг угля. За­тем производится реактивирование угля во вращающейся с внешним обогревом при 650 °С. В настоящее время этот процесс используется для очистки остаточных растворов. Одна­ко его можно применять для обработки исходных растворов, содержащих золото, если увеличить число ступеней очистки или изменить соотношение уголь : суспензия. Определенную пробле­му создает относительно большое время контакта в процессах адсорбции — десорбции, обусловленное размерами зерен ак­тивного угля. Тем не менее, из-за трудностей, возникающих при фильтровании, а также возможного истирания и пыления, которые приводят к потере угля, содержащего золото, приме­нение тонкодисперсного угля исключено. В таких процессах в основном используются тонконористые зерпеные активные угли, которые обладают достаточно высокой прочностью, хотя и не проявляют хороших кинетических свойств. Усовершенство­ванием процесса концентрирования золота на активном угле занимались также золотодобывающие предприятия в Южной Африке — стране с наиболее развитой в мире добычей золота. Наряду с флотационными способами, использующими порош­ковый уголь, здесь испытывался процесс на зерненом угле, так называемый уголь в пульпе. Рассматриваемые выше процессы применялись также для обработки старых вскрышных отвалов на золотых приисках; в таких отвалах иногда содержится 0,5—1,0 г золота на 1 т породы.

12.2.2. Прочие металлы

По данным Зундара и других [19], на определенных актив­ных углях при соответствующем времени контакта можно

Шей (по сравнению с другими углями) эффективностью, кото­рая, по-видимому, обусловлена образованием полимолибдата в порах угля. Равновесная емкость промышленных активных углей при концентрации молибдена 450 мг/л составляет около 15% (масс.). В непрерывных процессах даже при линейной скорости 3,7 м/ч длина зоны массопередачи составляет 2,4 м, а скорость ее продвижения по слою 30—45 см/сут.

С помощью активного угля, соосажденного со смесью гид — роксидов алюминия и железа, можно извлекать уран из мор­ской воды. При среднем содержании урана в воде около 3 час­тей на биллион можно получить до 112 мг урана на 1 г ад­сорбента при соотношении компонентов смеси 1:3:4 [20]. Десорбция образующегося карбонатного комплекса урана про­изводится 0,5 М раствором карбоната аммония.