Пользователь
Регистрация: 26.06.2010
Откуда: Украина, днепропетровская обл.
Сообщений: 2408
В друзьях у: 3
Голосов: 93 / 5
Добавлено: 21.06.2012 01:51:03
на 3 году ювелирствования заимел на хозяйстве 10 г банковской чистоты, из которой нудно было получиль 585, я открыл книгу и нашел соотношение, 20% серебра, и 21,5 % меди цвет был указан как жолтоватый,я подумал шо годится,и повелся (там было еще красный написано, zbfr прикинул что это мне не годится, там много меди было) и сплавил с 20% серебра и 21,5 меди, получил шото страшное очень слабо жолтого цвета, а из этого нужно делать цепь на 30г, и очень желательно красного цвета, я сгребвесь лом ненужный и опять в тигель, и опять плавить, полученное из чистоты разбавил на половину вторичным металом,и цвет получился вреде как ровный, и похож на наш красный.
теперь прошу совета на будущее, сколько ложиь меди и сколько серебра, для получения стандартного цвета (красного для бывшего СССР типичного)
Медь и золото 2 #цементация
ну и как плавить.
япопробовал ради спортивного сплавить 10 г чистого золота в тиле открытом, и вышло но очень сложно, а потом добавил под королек меди и сильвера, и температура зачительно упала, и все сплаваил.
по бреполю сперва плавим золото и сильвер, (лучше конечно само золото а потом сыпать сильвер а потом сыпать медь шоб меньше окислялись сильвер с медью) но на практике золото+сильвер (шоб понизить температуру плавления) и в расплав суем зафлюсованную медь, шоб она покрылась быстренько расплавленным металлом и поменьше угорела, правильно я понимаю.
Источник: www.jportal.ru
Извлечение золота, меди и цинка из лежалых пиритных хвостов обогащения
В настоящее время на горно-обогатительных комбинатах скопилось огромное количество пиритных хвостов обогащения от переработки сульфидных руд цветных металлов. Повторная их переработка с целью извлечения золота, меди и цинка представляет основной практический интерес с учётом текущего уровня развития техники и технологий. Поиск экономически обоснованной технологии переработки пиритных хвостов обогащения ведётся многими научными институтами и организациями уже долгое время. Ранее в УГМК были проработаны различные варианты возможной их переработки, но они являлись экономически неэффективными (при существующей на тот момент рыночной конъюнктуре) по причине высоких затрат и предусматривали использование весьма токсичных реагентов и дорогостоящую стадию обезвреживания вторичных хвостов после выщелачивания.
Для выбора наиболее предпочтительного варианта переработки пиритных хвостов в Техническом университете УГМК создана лаборатория комплексного использования сырья и перспективных разработок, выполнен анализ химического состава лежалых пиритных хвостов предприятий УГМК и оценена применимость результатов ранее выполненных исследований.
Как разделить золото, палладий и платину в присутствии меди. Первый опыт
К опытной проверке было принято два отличающихся подхода:
1) разработка комплексной технологии, включающей добычу (подъем) лежалых хвостов обогащения, «глубокую» окислительную обработку для вскрытия рудной составляющей и извлечение всех ценных металлов с получением из них ликвидной товарной продукции с высокой добавочной стоимостью: медь и цинк в катодах, железный купорос, золотосеребряный сплав — сплав Доре;
2) разработка технологии селективного извлечения металлов: последовательное двухстадийное подземное выщелачивание цветных и драгоценных металлов из пиритных хвостов непосредственно на месте их залегания с раздельным выделением металлов из продуктивных растворов в виде промпродуктов, пригодных для вовлечения в традиционные схемы производства металлов.
По первому варианту повышенные затраты на технологию гипотетически должны компенсироваться высоким извлечением металлов и высокой стоимостью товарной продукции на их основе. Во втором варианте основная задача — определить экономически обоснованное извлечение металлов при минимальных издержках. Оба подхода были опробованы в Техническом университете УГМК применительно к реальным объектам — технологическим пробам хвостов обогащения предприятий компании.
Комплексная технология
В последнее время для переработки бедного сульфидного медьсодержащего сырья все большее применение находят гидрометаллургические способы с использованием в качестве выщелачивающего агента растворов азотной кислоты (HNO3) или смесей азотной и серной (H2SO4) кислот с последующей регенерацией азотной кислоты из отходящих нитрозных газов. Именно данный подход был применен для «глубокого» окисления пирита в составе хвостов обогащения АО «Сибайский ГОК» следующего химического состава, %: 0,19 — медь; 0,62 — цинк; 1,2 — золото; 10,1 — серебро; 15,1 — кремний; 2,85 — алюминий; 28,6 — железо; 17,3 — сера. Работа выполнялась совместно с ТОО «Казгидромедь».
При выбранных оптимальных параметрах выщелачивания достигнуто высокое извлечение металлов в раствор: медь — 98,6 %, железо — 99,2 %, цинк — 97,4 %. Выход нерастворимого остатка составлял от 35 до 45 %. Из данного остатка выщелачивали более 95 % золота и серебра с использованием нецианистого растворителя торговой марки JINCHAN. Низкий удельный расход азотной кислоты (~0,21 кг/кг) удалось получить за счёт использования на стадии выщелачивания продуктов абсорбции нитрозных газов — растворов нитрозилсерной кислоты и нитритно-нитратных щелоков.
На основании полученных результатов разработана принципиальная технологическая схема. Определено, что для переработки 250 000 тыс. т/г хвостов обогащения по разработанной технологии капитальные затраты составят около 9,4 млрд руб. при сроке окупаемости 2,5 года. Основная выручка определена от реализации железного купороса — около 84 %. Однако вариант выделения железа в виде железного купороса не может быть реализован по экономическим соображениям — спрос на него в РФ существенно ниже возможного получения из пиритных хвостов обогащения, а рассмотренные альтернативные варианты выделения железа из сульфатных растворов в товарную продукцию оказались убыточными.
Таким образом, переработка пиритных хвостов обогащения по варианту наиболее полного вскрытия и извлечения металлов в виде товарной продукции вряд ли может быть реализована в ближайшие годы из-за возможных проблем со сбытом железного купороса. Поэтому дальнейшие исследования в ТУ УГМК были сконцентрированы на разработке технологии избирательного извлечения ценных металлов — золота, меди и цинка.
Технология селективного извлечения
Обоснование выбора селективной технологии с минимальными капитальными и эксплуатационными затратами основывалось на следующих аспектах и ограничениях:
1) извлекать металлы необходимо на месте складирования хвостов, не допуская затрат на их экскавацию и перемещение, т. е. по способу подземного выщелачивания;
2) высокие показатели извлечения золота достигаются при предварительном окислении/вскрытии пирита;
3) извлечение меди и цинка, а также окисление пирита целесообразно вести в кислых средах — с использованием растворов серной кислоты с добавками окислителей;
4) для извлечения золота целесообразно использовать также сернокислые растворы с добавками тиокарбамида.
Золочение
Золотые покрытия можно наносить непосредственно на медь, медные сплавы, серебро и никель. Наилучшие результаты при золочении металлов обеспечивает нанесение золота на никель.
Введение в состав золотых осадков кобальта, меди, серебра, сурьмы, индия и некоторых других металлов, дает возможность получать золотые сплавы различных цветов, и имеющих улучшенные эксплуатационные свойства. Такие сплавы характеризуются мелкокристаллической структурой, низкой пористостью, повышенным блеском и высокой износостойкостью. Золотосеребряные сплавы — “зеленое” золото или золотомедные — “розовое” золото наносят только на подслой золота, серебра или сплавов золота. Из электролита “розовое” золото можно осаждать золотомедные сплавы значительной толщины и обладающие наибольшей твердостью среди всех двойных сплавов на основе золота. К тому же цвет получаемых покрытий при массовой доле золота в сплаве, равной 85%, почти не отличим от цвета металлургического золота 585-й пробы.
Для нанесения золотых покрытий методом гальванического золочения в основном используются цианистые электролиты золочения, которые большинству показателям обеспечивают наилучшие результаты, по сравнению с не цианистыми электролитами. Основным компонентом в таких электролитах является анион золота, исключающий возможность контактного вытеснения золота медью и другими металлами, а осаждение золота на поверхности детали происходит в результате восстановления металла из цианауратного комплекса. Цианистые электролиты золочения можно разделить на три основные группы: щелочные, нейтральные и кислые.
Щелочные электролиты содержат золото, в пределах 8-12 г/л, свободный цианистый калий или натрий 20-80 г/л, и соль щелочного металла, для повышения электропроводности раствора, 70-100 г/л. Процесс золочения и осаждения золота в щелочных электролитах проводят при катодной плотности тока в диапазоне 0,1–1,1 А/дм 2 , температуре электролита 60-80 о С и постоянном перемешивании. Режимы осаждения в щелочных электролитах несколько ограничены по сравнению с кислыми и нейтральными электролитами золочения, и помимо этого, их основным недостатком является накопление в растворе карбонатов, которые нужно периодически удалять. Щелочные электролиты золочения применяют в основном для получения первичного подслоя золота перед осаждением более толстых золотых покрытий.
Кислые электролиты золочения работают при рН = 3 – 6, не содержат свободных цианидов, отличаются безвредностью и стабильностью, и имеют самое большое распространение, позволяя проводить процесс золочения при комнатной температуре 20-25 о С и достаточно больших плотностях тока, до 1,5 А/дм 2 , что является их основным преимуществом. И, несмотря на то, что данные электролиты имеют более низкий выход по току, чем щелочные и нейтральные электролиты золочения, они позволяют получать более высоко блестящие золотые покрытия.
Комментарий. Перемешивание электролита и повышение концентрации золота в электролите позволяет значительно повысить выход по току, однако увеличение содержания золота в электролите способствует повышению потерь драгоценного металла, поэтому максимальная концентрация его в электролитах не превышает 15 г/л.
Помимо этого, кислые электролиты золочения не содержат свободных цианидов и работают, также как и нейтральные электролиты, с нерастворимыми анодами (в качестве анода используется титановая пластина или сетка с иридиевым или платиновым покрытием). К недостаткам кислых электролитов золочения можно отнести их относительно низкую рассеивающую способность и более высокие внутренние напряжения получаемых осадков. Благодаря хорошим физико-химическим свойствам широкую популярность получили лимоннокислые электролиты золочения.
Состав электролита блестящего золочения:
Дицианаурат калия (K Au(CN2)2) — 20-22 г/л
Комплексное соединение кобальта с ЭДТА -25-27 г/л
Плотность тока до 4,5 А/дм 2 ; рН = 6,5-7,5; температура 20-32 о С.
Состав электролита блестящего золочения (повышенной твердости):
Дицианаурат калия (KAu(CN2)2) 4 г
Сернокислый никель (NiSO4) — 1 г/л
Плотность тока до 1,5 А/дм 2 ; рН = 3,0-4,5; температура 40-50 о С
Оборудование для золочения использующееся в производственных цехах и лабораториях представляет собой регулируемый источник питания постоянного тока с высокой стабильностью, малым уровнем пульсаций, выдающий выходной ток до 20 А и обеспечивающий возможность малого “шага” регулировки до 0.05 А. Для золочения металлов и нанесения золотых покрытий используются нерастворимые аноды: титановая пластина или сетка с иридиевым или платиновым покрытием.
Для покрытия небольших по размеру деталей в гальванотехнике применяется золочение без тока: так называемый метод иммерсионного золочения. Покрытия, полученные методом иммерсионного золочения мало пористы, а время выдержки в электролите, в зависимости от толщины покрытия, составляет от нескольких секунд до нескольких минут. Ванны для иммерсионного золочения обычно изготавливают из стали или стекла.
Состав электролита иммерсионного золочения:
Золото (в пересчете на металл) — 1,2 г/л
Температура электролита 70 о С. Средняя скорость осаждения 1,5 мкм в час.
Выделение золота из отработанных электролитов золочения наиболее часто проводят контактным методом. Для этого, в отработанный электролит добавляют предварительно освинцованную мелкую цинковую стружку (освинцовывание проводят путем опускания стружки на 1 -2 минуты в раствор, содержащий 100 г/л уксуснокислого свинца).
Для осаждения золота раствор выдерживают в течении 10-12 дней при комнатной температуре, добавляя в него каждые 2-3 дня, немного цинковой стружки (для проверки полноты осаждения золота, в отработанный электролит золочения на 5-7 мин добавляют порцию блестящей не освинцованной цинковой стружки; если стружка не темнеет, процесс восстановления закончен). Далее электролит фильтруют, оставшийся осадок с остатками стружки промывают, переносят в фарфоровую или стеклянную чашку и просушивают. После этого, осадок обрабатывают соляной кислотой (плотностью 1,19 г/см 3 ), тщательно промывают и затем обрабатывают, нагретой до 35-40 о С, азотной кислотой (плотностью 1,4 г/см 3 ), в результате чего, осадок приобретает цвет металлического золота. Для ускорения осаждения золота, электролит дополнительно разрушают путем добавления в отработанный раствор избытка серной кислоты. Восстановление золота в подкисленном растворе также проводят цинковой стружкой.
Источник: impgold.ru