Металлургия золота

Размещено на http://www.allbest.ru/

МЕТАЛЛУРГИЯ ЗОЛОТА

§ 1. Общие сведения о благородных металлах

К благородным металлам относятся золото, серебро и шесть металлов платиновой группы -- платина, палладий, осмий, иридий, рутений и родий. Золото, серебро и платина известны и используются человеком с глубокой древности, хотя платина как элемент была исследована только в 1782 г. Остальные платиноиды были открыты в XVIII... XIX вв.

Благородные металлы по сравнению с другими металлами имеют более высокую химическую устойчивость в различных средах и в первую очередь в отношении образования кислородных соединений. Несмотря на малое распространение в природе и сравнительно высокую стоимость, благородные металлы и их сплавы находят широкое применение в современной технике и быту. Это связано с большим разнообразием их физико-химических и механических свойств.

В периодической системе элементов Д.И.Менделеева золото и серебро размещаются в первой группе, а платиноиды -- в восьмой, образуя вместе с железом, кобальтом и никелем три триады (Fe, Ru, Os; Со, Rh, Ir; Ni, Pd, Pt). Все благородные металлы являются переходными элементами и в Периодической системе расположены двумя рядами в 5-м и 6-м периодах с № 44 по № 47 (Ru, Rh, Pd, Ag) и с № 76 по № 79 (Os, Ir, Pt, Au).

Золото и серебро являются сравнительно легкоплавкими металлами. Им свойственна высокая пластичность. Теплопроводность и электропроводность серебра выше, чем у всех других веществ, а золото по этим двум характеристикам занимает третье место, уступая серебру и меди.

Для металлов платиновой группы характерны высокие температуры плавления и кипения, высокие механические свойства и в первую очередь твердость. Так, осмий, иридий и рутений по твердости близки к закаленной стали.

Температуры плавления и кипения благородных металлов характеризуются следующими величинами, °С:

Металл	Ru	Rh	Pd	Ag	Os	Ir	Pt	Au
tпл	2460	1966	1552	960,5	2700	2450	1773,5	1063
tкип	4900	4500	3980	1950	5550	5300	4500	2600

По плотности благородные металлы можно условно разбить на две подгруппы в строгом соответствии с их положением в Периодической системе элементов. Металлы, расположенные в 6-м периоде, почти в 2 раза тяжелее металлов 5-го периода, что иллюстрируют данные о плотности благородных металлов, кг/м3: Ru12200; Rh 12450; Pd 12160; Ag 10490; Os 22500; Ir 22420; Pt 121450; Au 19300.

Для благородных металлов характерна высокая стойкость по отношению к химическим реактивам, которая однако проявляется по-разному. В порядке возрастания химической устойчивости благородные металлы могут быть расположены в следующем порядке серебро, палладий и осмий (наименее устойчивы), платина и золото (устойчивы), рутений и родий (весьма устойчивы) и иридий (наиболее устойчив).

Золото растворяется только в царской водке (смесь азотной и соляной кислот в объемном соотношении 1:3) и в растворах цианидов. Серебро легко растворяется в концентрированной азотной и горячей серной кислотах. По отношению к сильным щелочам золото и серебро устойчивы. Все их химические соединения легко восстанавливаются до металла.

При воздействии кислот на металлы платиновой группы при обычных температурах никаких соединений не образуется. При повышенной температуре и в дисперсном состоянии платиновые металлы химически менее стойки, причем по отношению к различным реагентам ведут себя неодинаково. Наиболее стойкий элемент по отношению к кислороду -- платина, к сере -- рутений, к хлору -- иридий, к фтору -- родий. Наиболее легко окисляется кислородом воздуха даже при обычных температурах осмий, образуя летучее соединение ОзО4.

Характерной особенностью всех благородных металлов является их склонность к образованию в растворах комплексных соединений.

Широкое применение благородных металлов и сплавов в современной технике и быту связано в первую очередь с такими свойствами, как химическая и коррозионная стойкость, высокие электро- и теплопроводность, способность к катализу, специфические магнитные свойства, высокая отражательная способность, термоэлектрические свойства и др.

Из благородных металлов и сплавов изготавливают припои, электроконтакты, термосопротивления, термопары, фильеры для искусственного волокна, постоянные магниты, нагреватели для лабораторных печей, химическую посуду, антикоррозионные покрытия на других металлах, медицинский инструмент, катализаторы, зубные протезы, ювелирные, наградные и другие изделия промышленного и бытового назначения.

Золото, сохраняя с давних времен функции денежного эквивалента, в чистом виде применяется в относительно небольших количествах в медицине, для золочения и изготовления разрывных контактов. Основную часть золота используют в виде сплавов. Наибольшее распространение золотые сплавы имеют в ювелирной технике. К ювелирным сплавам золота относятся его сплавы с медью и серебром, а также с добавками платины, палладия, цинка, олова и др. В зубопротезной практике применяют сплавы золота с медью, серебром, платиной, кадмием и цинком.

Состав сплавов золота (серебра, платины) с другими металлами часто характеризуют пробой, которая выражается числом частей благородного металла в 1000 частях (по массе) сплава. Так для ювелирных золотых сплавов характерны пробы 375(37,5% Au), 583, 750 и 958.

Золотые сплавы находят применение и в ряде современных областей техники -космической, ядерной, ракетной, вычислительной, электронной и др.

§ 2. Сырье для получения золота

золото обогащение цвавирование аффинаж

Источниками получения металлического золота являются собственно золотые руды, полиметаллические сульфидные руды и вторичное сырье - промышленный и бытовой золотосодержащий лом и отходы.

Попутное извлечение золота и других благородных металлов при пирометаллургической переработке полиметаллических руд тяжелых цветных металлов имеет исключительно важное, а для некоторых благородных металлов главенствующее значение в общем балансе их производства.

Золотосодержащие месторождения делятся на два вида: россыпные, в которых золото присутствует в свободном виде среди обломочных рыхлых отложений (песков), и коренные, которые содержат золото в свободном или связанном состоянии в твердых кристаллических породах. В полиметаллических рудах носителями золота служат многие сульфидные минералы, особенно такие, как пирит, халькопирит и галенит.

Основная масса золота в природе находится в виде самородков (золотин), различных по размерам, форме и составу. Самый крупный самородок золота был найден в Чили и имел массу 154 кг. Подавляющая часть золотин присутствует в рудах в виде частиц мельче 0,5... 1,0 мм.

Самородное золото состоит из сплава и соединений его с серебром, медью, железом, теллуром, селеном, а иногда с висмутом, платиной, иридием и родием. Содержание золота в природных золотинах обычно составляет 750... 800 проб.

Форма золотин очень разнообразна: они могут быть пластинчатыми, округлыми или палочковидными.

Только два вида минералов золота представляют химические соединения - теллуриды и селениды золота. Наиболее распространен калаверит AuТе2.

Золотосодержащие руды - это вкрапленные породы, содержащие вкрапления металлического золота, его селенидов и теллуридов в различных горных породах, чаще всего в кварце или сульфидах. Золотые руды коренного типа залегают в массивах горных пород первичного происхождения преимущественно в виде жил. В результате вторичных геологических превращений (выветривания) рудные массивы превращаются в россыпи, в которых золотины в значительной мере отделены от сопутствующих минералов.

Содержание золота в рудах колеблется в широких пределах, оставаясь при этом сравнительно низким. По этой причине содержание благородных металлов в рудах обычно выражают в граммах металла на тонну рудной массы.

Современный рентабельный минимум содержания золота в россыпных рудах, разрабатываемых открытым способом, составляет 0,1 . . . 0,15 г/т, что связано с простотой и дешевизной разработки россыпей. Для коренных месторождений в зависимости от состава руды и характера ее залегания рентабельный минимум находится в пределах 3... 5 г/т.

Обычно золотосодержащие руды содержат 5 . . . 15 г/т золота; редко в богатых месторождениях его содержание доходит до сотен граммов на 1 т.

С давних времен для выделения самородного золота применяют методы гравитационного обогащения, основанные на значительном различии плотностей природных сплавов золота (около 17000 кг/мэ) и вмещающей породы (2600... 5000 кг/м3). В современной промышленной практике гравитацию используют как способ предварительного обогащения руд.

Другой очень старый способ извлечения самородного золота из руды - амальгамация - основан на способности золота, подобно многим металлам, давать сплавы с ртутью - амальгамы. В результате избирательного растворения и окатывания частиц металла золото извлекается из рудной пульпы. После ряда последовательных операций (промывки амальгамы, отжимки и отгонки ртути) получают черновое золото, которое переплавляют в слитки, а ртуть регенерируют.

При амальгамации золотых руд легче всего амальгамируется золото, медленнее - серебро и платина, а неблагородные металлы (медь, цинк, железо, алюминий) при наличии на их поверхности оксидных пленок практически не амальгамируются.

В зависимости от метода подготовки руды к амальгамации различают внутреннюю, когда процессы измельчения и взаимодействия с ртутью совмещены и проводятся в одном аппарате, и внешнюю или наружную амальгамацию, проводимую после предварительного измельчения.

Амальгамация и обработка амальгамы опасны для здоровья обслуживающего персонала вследствие повышенной токсичности ртути и ее паров. Поэтому процесс амальгамации применяют крайне редко в качестве предварительной операции.

В настоящее время основным способом извлечения золота из руд является цианирование, которое получило промышленное применение во второй половине XIX в. в результате научных разработок выдающегося русского ученого П.Р.Багратиона.

Сущность метода цианирования заключается в растворении золота в растворах цианидов щелочных и щелочно-земельных элементов с образованием комплексных цианидов, например:

2Au + 4KCN+ Н2О+ 0,5О2 =2К Au (СN)2 + 2КОН

Необходимый для реакции кислород поступает из воздуха. Основная масса пустой породы с цианистыми растворами не реагирует и после выщелачивания ее отделяют фильтрованием.

Из раствора золото осаждают цементацией более электроотрицательным металлом, обычным цинком:

2K Au(CN)2 +Zn = K2Zn(CN)4+2KOH (86)

В качестве подготовительной операции перед цианированием можно использовать и флотацию. При флотационном обогащении руды в пенный продукт переводят непосредственно золотины или золотосодержащие сульфиды. Это позволяет перевести в концентрат даже очень мелкое золото и серебро.

Технологическая схема переработки золотосодержащих кварцевых руд с использованием гравитации простого цианирования (I) и сорбционного выщелачивания (II)

Анализируя изложенные сведения о возможных способах извлечения золота из руд, можно сделать заключение, что основным способом переработки золотосодержащих руд является цианирование, а вспомогательными - гравитация, амальгамация и флотация, которые фактически являются операциями обогащения.

Комбинирование этих методов с учетом особенностей поступившего в переработку рудного сырья позволяет выбрать наиболее эффективную технологию извлечения золота. Два варианта комбинированной схемы переработки золотосодержащих кварцевых руд приведены на рис. 111. По этим технологиям вначале методами гравитации выделяют наиболее крупные золотины в виде гравитационного концентрата, а остальное золото извлекают либо простым цианированием, либо сорбционным выщелачиванием.

По такой схеме можно обрабатывать и сульфидные руды. Однако их чаще всего предварительно подвергают флотации с целью перевода золотосодержащих сульфидов в самостоятельный продукт. Сульфидный концентрат можно перерабатывать непосредственно гидрометаллургическим способом или с предварительным окислительным обжигом.

Попутное извлечение золота и других благородных металлов при переработке полиметаллических руд тяжелых цветных металлов описано в соответствующих разделах учебника.

Черновое золото - продукт первичной переработки руд, а также некоторые другие богатые полупродукты отправляют на аффинажные заводы для разделения благородных металлов и их рафинирования.

§ 3. Гравитационное обогащение золотосодержащих руд

Для выделения наиболее крупного золота из кварцевых золотосодержащих руд успешно используют гравитационные методы. Иногда гравитационный концентрат или хвосты гравитации дорабатывают амальгамацией.

Для гравитационного обогащения применяют отсадочные машины, концентрационные столы, шлюзы, гидравлические ловушки и другое оборудование. Гравитация является также основой технологической схемы извлечения золота из россыпных руд с помощью шлюзовых драг. Устройство и работа отсадочных машин, концентрационных столов и драг описаны ранее (см. рис. 5, 20, 21).

Шлюзы, очень распространенные в золотоизвлекательной промышленности аппараты, представляют собой наклонную плоскость с продольными бортами, по которой тонким слоем сливается пульпа измельченной руды или песков россыпного месторождения. При движении по наклонной плоскости пульпа расслаивается - извлечения золота из руд, можно сделать заключение, что основным способом переработки золотосодержащих руд является цианирование, а вспомогательными - гравитация, амальгамация и флотация, которые фактически являются операциями обогащения.

Комбинирование этих методов с учетом особенностей поступившего в переработку рудного сырья позволяет выбрать наиболее эффективную технологию извлечения золота. Два варианта комбинированной схемы переработки золотосодержащих кварцевых руд приведены на рис. 111. По этим технологиям вначале методами гравитации выделяют наиболее крупные золотины в виде гравитационного концентрата, а остальное золото извлекают либо простым цианированием, либо сорбционным выщелачиванием.

По такой схеме можно обрабатывать и сульфидные руды. Однако их чаще всего предварительно подвергают флотации с целью перевода золотосодержащих сульфидов в самостоятельный продукт. Сульфидный концентрат можно перерабатывать непосредственно гидрометаллургическим способом или с предварительным окислительным обжигом.

Попутное извлечение золота и других благородных металлов при переработке полиметаллических руд тяжелых цветных металлов описано в соответствующих разделах учебника.

Черновое золото - продукт первичной переработки руд, а также некоторые другие богатые полупродукты отправляют на аффинажные заводы для разделения благородных металлов и их рафинирования.

§ 4. Гравитационное обогащение золотосодержащих руд

Для выделения наиболее крупного золота из кварцевых золотосодержащих руд успешно используют гравитационные методы. Иногда гравитационный концентрат или хвосты гравитации дорабатывают амальгамацией.

Для гравитационного обогащения применяют отсадочные машины, концентрационные столы, шлюзы, гидравлические ловушки и другое оборудование. Гравитация является также основой технологической схемы извлечения золота из россыпных руд с помощью шлюзовых драг. Устройство и работа отсадочных машин, концентрационных столов и драг описаны ранее (см. рис. 5, 20, 21).

Шлюзы, очень распространенные в золотоизвлекательной промышленности аппараты, представляют собой наклонную плоскость с продольными бортами, по которой тонким слоем сливается пульпа измельченной руды или песков россыпного месторождения. При движении по наклонной плоскости пульпа расслаивается - более тяжелые частицы концентрируются в нижней части потока, а более легкие смываются и уносятся верхними его слоями. Для повышения эффективности работы шлюзов их рабочую поверхность устилают мягкими ворсистыми или шероховатыми покрытиями. В качестве таких покрытий применяют парусину, вельвет, войлок, груботканые ковры, рифленую резину, кардерой (ворсисторубчатую прочную хлопчатобумажную ткань) и др.



Схема устройстве и работы автоматического пятидечного шлюза: 1 - зумпф для пульпы; 2 - приемный бак для концентрата; 3, 5 - деки в положении слива концентрата и в рабочем положении соответственно; 4-шарниры; (-система поворота набора дек; 7 - отводной бак для пульпы; 8 - желоб, прерывавший поток пульпы; 9-распределительный чан; 10 - резиновые шланги; 11 - распределительные лотки;12 - пульповый насос.

На современных золотоизвлекательных фабриках применяют стационарные, вибрационные, опрокидывающиеся, автоматические многодечные, винтовые (с вертикально расположенным спиральным желобом) шлюзы и др. Размеры рабочих плоскостей шлюзов могут варьировать в следующих пределах: длина 1,5 . . . 6 м, ширина 1...2м, уклон 13... 18є. Наиболее совершенными являются многодечные автоматические шлюзы.

Автоматические многодечные шлюзы содержат от 5 до 40 дек, представляющих собой широкие желоба длиной 1,5...1,8м и шириной 0,9... 1,3м, которые расположены в несколько ярусов друг над другом под углом до 9є к горизонту (рис. 112). Пульпа равномерно распределяется по всем декам. Оптимальная продолжительность подачи пульпы устанавливается опытным путем и составляет от 4 до 35 мин. По окончании промывки порции пульпы деки автоматически поворачиваются и устанавливаются с уклоном в противоположную сторону. В это время на деки подается вода для смыва концентрата. После смыва концентрата в течение 1 мин деки автоматически возвращаются в рабочее положение и цикл работы повторяется.

В результате гравитационного обогащения россыпных руд получают первичные концентраты - серые шлихи. Они обычно бедны золотом. Для их доводки применяют повторное обогащение на шлюзах, отсадочных машинах или концентрационных столах. Шлиховое золото для дальнейшей переработки отправляют на аффинажные заводы.

Извлечение золота гравитационным методом в зависимости от вида перерабатываемого сырья и его особенностей колеблется от 25 до 75 %.

§ 5. Цвавирование золотосодержащих руд

Реакция растворения золота в слабых растворах цианистых солей в присутствии кислорода, открытая П.Р.Багратионом, в сравнительно короткий срок нашла практическое осуществление.

Цианирование с конца XIX в. является основным способом переработки золотосодержащих руд и концентратов. В настоящее время метод цианирования технологически и аппаратурно оформился в один из наиболее механизированных и совершенных гидрометаллургических процессов.

Цианирование имеет большие преимущества перед гравитационным извлечением золота, особенно его мелких природных включений, которые часто не могут быть вскрыты даже при тонком измельчении и теряются в потоке пульпы. Раствор же цианида по трещинам и порам зерен способен просачиваться к мелким золотинам и растворять их.

Однако если применять только цианирование, то вследствие медленного растворения крупных частиц часть золота не успеет раствориться. Поэтому наибольшее извлечение золота может быть получено только сочетанием цианирования с предварительным гравитационным выделением крупных золотин. Вредное влияние на процесс цианирования сульфидов устраняют их предварительным отделением флотацией или проведением окислительного обжига исходного сырья.

В ионной форме процесс цианирования описывается реакцией:

4 Au + 8CN- +2H2O+O2 =4 Au (CN)2-+4ОН-

Из реакции (87) следует, что растворение золота может происходить только при наличии в водном растворе кислорода, а конечным продуктом взаимодействия является анионный цианидный комплекс золота. Из многочисленных солей цианистоводородной кислоты для растворения золота наиболее пригодны соли щелочных и щелочноземельных металлов. В начале промышленного внедрения процесса цианирования использовали цианистый калий КСN, который позднее был полностью заменен более дешевым цианистым натрием NaСN. В последнее время для этих целей начали применять также цианистый кальций Ca(СN)2, выпускаемый в виде сплава с другими солями (цианплав). Он более дешев даже по сравнению с цианистым натрием, но его расход по сравнению с NaCN выше почти в 2 раза.

Процесс растворения золота в цианистых растворах носит сложный гетерогенный характер. При его техническом осуществлении имеют важное значение многие факторы и в первую очередь концентрация в растворе кислорода и цианида, вид и состав перерабатываемого сырья.

Оптимальная концентрация цианида натрия в промышленных условиях составляет для крепких растворов 0,03... 0,06 % (0,3... 0,6 кг/м3), а для слабых 0,003...0,01 %. Повышение концентрации цианида выше указанного предела не только не увеличивает скорости растворения золота, но даже несколько замедляет ее. Это связано, как показали физико-химические исследования, с соотношением скоростей диффузии кислорода и цианидного иона к поверхности растворяемых частиц и с соотношением их концентраций.

При нормальных условиях растворимость кислорода в водных растворах составляет 8,57 г/м3. По стехиометрии основной реакции цианирования этому количеству кислорода соответствует содержание в растворе цианида натрия, равное 105 г/м3. В эту концентрацию не входит его избыток (до 0,5кг/м3), требующийся для ускорения растворения золота, взаимодействия с примесями и др.

Ускорение растворения золота может быть достигнуто только при одновременном увеличении концентраций цианида и кислорода. На практике для интенсификации процесса растворения золота проводят предварительное накислороживание растворов, часто под давлением. Однако при чрезмерном увеличении в растворах содержания NaCN интенсифицируются побочные реакции растворения компонентов руды, при которых расходуются цианид и кислород.

В кислых и нейтральных растворах цианистые соли нестойки и подвергаются гидролизу с образованием синильной кислоты HCN, склонной к улетучиванию. Вдыхание ее опасно для обслуживающего персонала. По условиям техники безопасности степень гидролиза NаСN не должна превышать 0,01, а рН промышленных цианистых растворов должен быть не ниже 7,7... 8,7. Для поддержания требуемого рН в раствор добавляют известь или реже едкий натр.

На ход и результаты цианирования руд оказывает большое влияние взаимодействие цианистых растворов с другими минералами.

Обычные примеси самородного золота (серебро и медь) при цианировании легко растворяются, и их присутствие обычно не затрудняет извлечения золота. Значительно замедляет растворение золота одновременное присутствие теллура и платины.

Золотые руды всегда содержат сульфиды и продукты их окисления. Цианистые растворы взаимодействуют главным образом с продуктами их окисления, которые образуются и в самом процессе выщелачивания. На образование кислородных соединений затрачивается кислород. Они нейтрализуют защитную щелочь, увеличивают расход цианида на свое растворение или преобразование цианида в соединения, не способные растворять золото.

К числу наиболее вредных компонентов в цианистых растворах следует отнести медь, железо, цинк и серу. При взаимодействии с цианидом они образуют комплексные ионы Fe(СN)64-, Сu(СN)n(n-1)-, Zn(СN)42-, SСN- и др., что вызывает излишний расход цианида. Кислород расходуется на окисление сульфидов, сера которых преимущественно переходит в SO42-, S° и SN-. Защитная щелочь под действием углекислого газа может связываться в карбонат или при взаимодействии с анионами SO42- в гипс СаSО4•2Н2О.

Цианирование золотосодержащих руд в промышленных условиях проводят методами просачивания (перколяции) или перемешивания (агитации). По первому методу цианирование происходит путем фильтрации растворов через слой загруженного пескового материала (эфелей). Метод очень прост и дешев, расход электроэнергии при этом мал, не нужно большое количество механизмов. При его осуществлении растворение золота и отделение растворов от нерастворенного остатка происходят в одном аппарате. Перколяция не применима для обработки тонких фракций перерабатываемого материала.

Выщелачивание перемешиванием состоит в обработке тонкого материала цианистым раствором в специальных чанах - агитаторах. Процесс требует большого количества различных аппаратов: чанов для выщелачивания, сгустителей, фильтров и др., расход электроэнергии велик.



Лопастная с центральным (в) и импеллеррая с периферийными аэролифтами (б) пневмомеханические мешалки: 1 - полый вал; 2 - лопасть; 3 - аэролифты; 4 - диффузор; 5 - импеллер

. Схема непрерывного выщелачивания золотосодержащих руд:

1 - сгуститель для отделения избыточной воды; 2 I. песковый насос; 4 - чаи с перемешиванием; 7 - барабанный вакуум-фильтр; 8 - сборник фильтрата

На современных золотоизвлекательных фабриках перколяция практически полностью заменена выщелачиванием в чанах с перемешиванием. Наиболее часто для этого применяют пачуки, чаны с мешалкой (импеллером) и диффузоры, а также различные пневмомеханические мешалки, сочетающие механическое и воздушное перемешивания (рис. 113).

Чаны с импеллерной мешалкой и периферийными аэролифтами (см. рис. 113, б) наиболее производительны из-за высокой турбулентности и лучшего накислороживания раствора. Высокая скорость вращения импеллера (до 200 об/мин) способствует интенсивной циркуляции раствора, а периферийные аэролифты - хорошей подаче воздуха. Однако такие чаны потребляют в ~ 1,5 раза больше электроэнергии, чем при лопастной мешалке.

В заводской практике встречается периодическое и непрерывное выщелачивание. При непрерывном выщелачивании (рис. 114) процесс ведут в нескольких (3...6) последовательно установленных мешалках. По этой схеме остаток от выщелачивания (кек) отделяют от раствора в обычных сгустителях или сразу на вакуум-фильтрах.

§ 6. Осаждение золота из цианистых растворов

Растворы после цианирования, отделенные от кека и содержащие избыточный цианид, щелочь и кислород, поступают на осаждение золота и серебра.

Для осаждения золота и серебра из цианистых растворов можно использовать цементацию более электроотрицательными металлами (цинком или алюминием), сорбцию активированным углем или синтетическими смолами и электролиз. Широко распространена в промышленной практике цементация золота и серебра цинком. Медь при этом теоретически осаждаться не должна.

2NaAu(CN)2 + Zn = Na2Zn(CN)4 +2Au;

2NaAg(CN)2+ Zn = Na2Zn(CN)4 +2Ag;

Кроме того, цинк будет расходоваться на побочные реакции, например:

4NaCN + Zn +2H2O = Na2Zn(CN)4 + 2NaOH +2H2;

2NaOH + Zn = Na2ZnO2 + H2;

Протекание этих и других побочных реакций связано с избыточным расходом цинка, значительно превышающим теоретический, увеличивает щелочность растворов и сопровождается выделением свободного водорода.

Цинк для цементации золота может применяться в виде стружки или пыли. В настоящее время осаждение цинковой стружкой встречается только на небольших, преимущественно сезонно работающих установках. В промышленной практике основным цементирующим реагентом является цинковая пыль с высокой реакционной активностью, с крупностью частиц менее 0,01 мм, содержащая не более 3 % ZnО.

Осаждение золота из цианистых растворов цинковой пылью проводят на вакуумно-осадительных установках, обеспечивающих предварительное обескислороживание растворов (рис. 115).

Рис.115. Схема цепи аппаратов вакуумко-осадительной установки: 1 - вакуум-ресивер для обескислороживания растворов; 2 -- насос для перекачки растворов; 3 - смеситель; 4 - чан с рамным вакуум-фильтром

Аппарат для обескислороживания (вакуум-ресивер) представляет собой цилиндрический бак вместимостью до 1м3, заполненный внутри насадкой из деревянных реек и соединенный с вакуум-насосом. Осветленный раствор подается в аппарат сверху и растекается по большой поверхности насадки. Под действием вакуума он быстро отдает растворенные газы и собирается в нижней части ресивера.

Выводной патрубок вакуум-ресивера соединен с центробежным насосом, который для предупреждения подсосов воздуха погружен в цианистый водород. Обескислороженный раствор насосом перекачивается в бак-смеситель, куда непрерывно с помощью питателя подают цинковую пыль. Днище бака-смесителя соединено трубопроводом с цилиндрическим чаном, в котором установлен рамный вакуум-фильтр с радиальным расположением рам.

Каждая рама вакуум-фильтра соединена через кольцевой коллектор с центробежным насосом, обеспечивающим просасы-вание раствора через фильтровальную поверхность. Для предупреждения расслаивания пульпы во время фильтрования в центре чана установлена тихоходная пропеллерная мешалка.

Установлено, что наиболее быстрое осаждение золота цинком протекает не во время его вмешивания в раствор в чане-смесителе, а при фильтровании, когда раствор просачивается через слой осевшей на фильтрующей поверхности цинковой пыли.

Установки для осаждения золота цинковой пылью работают периодически. Комплект рам 2...3 раза в месяц извлекают из чана и осадок смывают струей воды. В случае необходимости заменяют фильтровальную ткань.

Осадки, полученные при обработке цианистых растворов цинковой пылью, кроме золота и серебра, содержат значительное количество таких примесей, как селен, цинк, медь, теллур, свинец и др. Сырые осадки содержат, %: Au + Ag 5... 30; Zn 30... 50.

Обычно для удаления цинка и некоторых других примесей применяют сернокислотную обработку в чанах с механическим перемешиванием с последующей промывкой и сушкой осадка. В обработанных осадках присутствуют до 20...40 % Аu, до 30 % Аg и 4...7% Zn.

В отечественной золотоизвлекательной промышленности практикуется централизованная переработка осадков, получаемых на золотодобывающих предприятиях, для извлечения из них золота, серебра и других ценных спутников. Продуктами такой переработки являются сплавы с содержанием золота в пределах 300...500 и серебра - от 100 до 300 проб, которые в дальнейшем подвергают аффинажу.

Сорбционное выщелачивание ведут по противопоточной схеме в батарее пачуков особого устройства (рис. 116), где золото в виде комплексного иона Аu(СN)2- тут же поглощается смолой:

Рис.116. Принципиальная схема сорбциояиого выщелачивания (а) и устройство пачук» (б): 1 - пачуки предварительного выщелачивания; Ц-пачуки сорбционного выщелачивания; 1-члн; 2, 3 -- аэролифты для перемешивания пульпы и для передачи смолы соответственно; 4-аэролифт для подачи пульпы на распределительную сетку 5

Многие недостатки цианистого процесса - малая интенсивность, многостадийность, применение токсичных растворов в больших объемах и громоздкого оборудования - в значительной степени устраняются в новых процессах, основанных на применении ионообменых смол.

Один из вариантов сорбционной технологии предусматривает совмещение процесса выщелачивания золотосодержащих руд и полупродуктов цианидом с процессом сорбции растворенного золота анионитом (ионообменной смолой).

RС1 + Аu(СN)2- = RАu(СN)2 + С1-

Частицы смолы по мере их насыщения благородными металлами утяжеляются и опускаются в нижнюю часть аппарата и с помощью аэролифта транспортируются в следующий пачук. Пульпа проходит последовательно 6... У аппаратов; противоточно пульпе перемещается смола. Из последнего пачука пульпа направляется на обезвреживание (отделение цианистых растворов) и далее в отвал. Насыщенную золотом смолу выдают из головного аппарата и направляют на десорбцию золота, которую можно проводить химическим путем (тиомочевиной) или электролизом (электроэлюированием). Электролиз ведут в электролизных ваннах особой конструкции с графитовыми анодами и титановыми катодами в растворе тиомочевины. Золото и серебро осаждаются накатоде. Катодный осадок переплавляют и направляют на аффинаж. В сорбционной технологии извлечения золота по сравнению с обычным цианированием полностью устраняются процессы обезво живания пульп сгущением и фильтрацией, промывки кеков, стадия осаждения золота цинком и др.

Перспективным направлением дальнейшего совершенствования гидрометаллургии золота является замена цианистых растворов растворителями на основе тиокарбамида (тиомочевины).

§ 7. Аффинаж благородных металлов

Аффинаж - металлургическая технология очистки благородных металлов от примесей и разделения их друг от друга.

На аффинажные заводы поступают гравитационные концентраты самородного золота, цинковые осадки цианистого процесса, шлиховое золото из амальгам, металл Доре, полученный из шла-мов электролитического рафинирования меди и цинковой пены процесса рафинирования свинца, различный бытовой и промышленный лом, отходы и другие материалы.

Состав золотосодержащих материалов, поступающих на аффинаж, очень сложен и непостоянен. В них кроме золота, могут присутствовать серебро, медь, свинец, сурьма, мышьяк, олово, висмут и другие примеси, а в ряде случаев и металлы платиновой группы. Все примеси неблагородных металлов в таких материалах называют лигатурой. Содержание примесей колеблется в очень широких пределах - от долей пробы до 200... 600 проб. Для опробования отдельных партий поступивших материалов (как правило, от одного поставщика) проводят приемную плавку.

Возможны несколько методов аффинажа золотосодержащих материалов. Простейшим из них является их плавка с продувкой расплава газообразным хлором непосредственно в плавильной печи с целью перевода образующихся при этом хлоридов в наводимый шлак или в возгоны. После удаления из сплава лигатурных примесей и серебра расплав золота чистотой до 997 пробы разливают в слитки и в случае необходимости подвергают электролитическому рафинированию. Шлаки и другие отходы процесса хлорирования для извлечения золота и использования других ценных компонентов требуют сложной гидрометаллургической переработки, из-за чего такой способ аффинажа в настоящее время применяется редко.

Наиболее совершенным методом аффинажа золота и серебра является электролиз. При этом сплавы, содержащие более 700 и менее 300 проб золота, перерабатывают отдельно по различным технологиям. Аффинаж сплавов с преобладающим содержанием серебра (< 300 проб золота) требует двустадийного электролиза: сначала при анодном растворении сплава на катоде осаждают

чистое серебро, а золото переводят в шлам. Затем полученный шлам переплавляют и вновь подвергают электролизу с катодным осаждением чистого золота.

Первую стадию аффинажа серебра проводят в электролизных ваннах из винипласта или фарфора вместимостью до 0,6 м3 в электролите, представляющем собой подкисленный азотной кислотой 1...3%-ный раствор азотнокислого серебра. Аноды отливают из исходного сплава; катодные основы делают из листового серебра или алюминия. Процесс ведут при плотности тока 400... 600 А/м2. Напряжение на ванне колеблется от 0,8 до 2,6 В. Конечный результат процесса электролиза описывается следующими полезными процессами: на аноде Аg - е > Аg+; на катоде Аg+ + е > А. Золото при этом выпадает в шлам, содержащий платиноиды, селен, теллур и другие нерастворимые примеси.

Выделяющийся на катоде осадок серебра имеет рыхлую крупнокристаллическую структуру и легко счищается и даже опадает с катодной основы. Для сбора анодного шлама и предотвращения его смешения с осадком серебра аноды помещают в мешочные диафрагмы.

По окончании процесса один раз в сутки из ванн извлекают анодные остатки, выгружают золотой шлам и со дна ванны вычерпывают дырчатыми ложками кристаллы чистого серебра. Периодически в ваннах заменяют электролит.

Осадок серебра промывают и переплавляют в слитки чистотой 999 проб (и более). Для получения более чистого серебра (до 999,999 проб) первичное серебро подвергают повторному аффинажу электролизом.

Золотой шлам после переплавки отливают в аноды, массой по 2... 3 кг и направляют на электролитический аффинаж. Перед переплавкой золотой шлам обрабатывают азотной кислотой для растворения остатков серебра, селена и теллура. Кроме шламов для приготовления анодов поступают и другие сплавы золота с содержанием серебра < 200 проб. Золотые аноды в основном загрязнены серебром и платиновыми металлами.

Электролитом при аффинаже золотых анодов служат растворы золотохлористоводородной кислоты НАuС14, подкисленные соляной кислотой. Катодные основы делают из волнистой золотой жести.

Основными процессами электролиза золота являются его анодное растворение, перенос катионов золота через электролит к катоду и образование катодного осадка. Некоторая часть золота выпадает в шлам вследствие образования на анодах наряду с одновалентными трехвалентных катионов золота, между которыми существуют равновесные соотношения: ЗАu+ - 2Аи + Аи3+.

Серебро при электролизе золота выпадает в осадок в виде нерастворимого хлорида АgСl. При большом содержании серебра на аноде возможно образование плотной пленки, пассивирующей аноды. Для снижения вредного воздействия серебра за счет постоянного разрыхления пленки электролиз ведут с наложением переменного тока на постоянный. Таким образом можно рафинировать золотые сплавы, содержащие до 200 проб серебра.

При электролитическом растворении золотых анодов такие примеси, как платиновые металлы и примеси лигатуры, практически полностью переходят в электролит и накапливаются в нем. Отработанный электролит по мере насыщения примесями для предотвращения их возможного перехода в катодный осадок периодически заменяют. При очистке электролита из него сначала электролизом в отдельных ваннах с графитовыми анодами выделяют большую часть золота, а затем разными методами извлекают остатки золота и платиноиды.

Аффинаж золота проводят чаще всего в фарфоровых ваннах вместимостью 25л. Ванны устанавливают в водяные бани для подогрева электролита до 50...60єС, а электролит перемешивают, барботируя его воздухом. В связи с обязательным выделением при электролизе золота газообразного хлора ванны помещают в вытяжной шкаф.

При использовании наложенного на постоянный переменного тока процесс ведут при суммарной плотности тока 800...1500 А/м2. Напряжение на ванне 0,5...1В. Чистота получающегося катодного золота 999,8...999,9 проб.

Размещено на Allbest.ru

...