Основными источниками производства золота в мире являются коренные руды и россыпи. Руды разделяют на окисленные, смешанные и сульфидные, и, соответственно, разработаны технологические приемы извлечения золота. Окисленные руды эффективно перерабатывают гидрометаллургическими методами. Смешанные и сульфидные — с использованием обогатительных приемов.
Продукты металлургической переработки соответствуют по содержанию благородных металлов требованиям аффинажного производства. Что касается гравитационных и флотационных концентратов, то, как по содержанию золота и серебра, так и сопутствующих примесей, они не удовлетворяют этим требованиям. Как правило, данные продукты подвергают металлургической доводке до соответствующей кондиции.
Следует отметить, что из гравитационных и флотационных продуктов получают 20 — 25 % золота и серебра от общего объема производства.
Современные технологии доводки рудных концентратов используют два направления: гидрометаллургическое, связанное с выщелачиванием золота в водные растворы реагентов в совокупности с комплексом подготовительных операций, а также растворение золота и серебра в расплавленных металлах (меди, никеле, свинце и др.), также в совокупности с подготовительными операциями.
Простой способ разделения Палладия от Золота! #gold #золото #палладий
Опыт использования указанных приемов и технологий позволяет утверждать, что наиболее предпочтительным является применение пирометаллургических процессов экстракции золота и серебра в металлический коллектор. Подтверждением тому широко используемый в мире метод доводки рудных продуктов по технологии медного завода, а также известный в металлургической и аналитической практике прием экстракции (коллектирования) благородных металлов в расплавленном свинце.
Характерно, что все экстракционные процессы в системе металл — металл, осуществляются в интервале температур 1250 — 1450 °С, при сравнительно постоянной поверхности контакта взаимодействующих фаз с использованием конвективного переноса вещества, в том числе из одной фазы в другую.
В задачу исследований входило совершенствование экстракционной системы металл — металл с целью извлечения золота в расплавленный свинец в условиях сравнительно низких температур, совмещение экстракции с процессом разложения золотоносных минералов, обеспечение высоких скоростей осуществления операции за счет направленного регулирования величины поверхности контакта фаз.
Из-за трудности использования в технологической практике двухфазной системы концентрат — расплавленный свинец, нами было предложено ввести в качестве дополнительной среды легкоплавкую каустическую соду, обеспечивающую выполнение двух функций: шлаковой покрыши для расплавленного свинца и реакционной среды для разложения ряда золотоносных минералов.
Термодинамический анализ возможных взаимодействий расплава щелочи с минеральными составляющими руды, и, в том числе, с золотоносными пиритом, арсенопиритом и пирротином по схемам обменного и окислительного разложения подтвердил высокую вероятность протекания реакций. Кинетические исследования разложения монофракций сульфидных минералов в щелочных расплавах проводили в интервале температур 400 — 600 °С, при различной интенсивности перемешивания фаз.
ЗОЛОТО ИЗ СТАРОГО ЛОМА СЕРЕБРА! ИЛИ КАК извлечь ЗОЛОТО и СЕРЕБРО из СТАРЫХ НАХОДОК!
Процесс разложения арсенопирита и пирита при температуре системы 600 °С завершается через 10 — 15 мин перемешивания фаз. В свою очередь для пирротина, он растянут во времени и завершается через 30 — 35 мин. Константы скорости, разложения сульфидов, рассчитанные по уравнению первого порядка для различных сульфидов, в значительно степени различаются.
Однако впервые установлен факт изменения их во времени. Нами высказано предположение о существенном влиянии на скорость процесса покровообразований гидроксидной природы на поверхности разлагаемых сульфидов. Последнее подтверждается соответствующими значениями величин кажущейся энергии активации.
Опыты проводили в интервале температур 450 — 650 0 С, с регулированием интенсивности перемешивания фаз, и использованием материалов примерно одинаковой и различной крупности, при этом визуально контролировали вязкость шлакового продукта. Содержание золота в шлаке и свинцовом сплаве анализировали пробирным методом с весовым и атомно-абсорбционным окончанием. Средние значения результатов анализов 2 — 5 параллельных опытов использовали в обсуждении.
В исследуемой экстракционной системе обеспечивается достижение глубокого извлечения золота из всех типов гравитационных материалов. При этом в зависимости от минералогического состава сырья, меняется скорость достижения требуемого извлечения. Характер зависимостей позволяет разделить динамические кривые формально на три области.
Первая область примерно постоянных скоростей, вторая область постоянно меняющейся скорости, третья область постоянной скорости. В первой области, по-видимому, происходит экстракция свободного золота, во второй — золота в сростках и ассоциированного с сульфидами, а также характеризующегося наличием природных и вновь образованных покровов из продуктов разложения минералов.
Третья область характеризуется экстракцией тонкодисперсных частиц золота, забронированных покровами. С учетом сказанного, важнейшее значение имеет определение факторов, обеспечивающих либо увеличение скоростей экстракции во второй и третьей областях, либо уменьшения ширины области с точки зрения содержания извлекаемого металла. Важным фактором ускорения экстракции золота из ряда гравитационных концентратов, является как повышение температуры, так и интенсивности перемешивания. Как и в случае разложения сульфидных минералов, наблюдается соответствующее изменение величин констант скорости экстракции золота в области 2. Объяснением тому является реальное существование покровов на поверхности растворяемых золотых частиц.
Таким образом, наиболее легко экстрагируется золото, частицы которого в меньшей степени связаны с минералами-носителями и не имеющее покровов на своей поверхности.
Необходимость механического разрушения пленок новообразований на поверхности золотин является важным фактором глубокого извлечения металла в ограниченные промежутки времени.
Исследования на различных типах материалов позволили сделать ряд выводов о механизме протекающих процессов, суть которых состоит в следующем:
— скорость образования интерметаллидов AuPb2 не лимитирует процесса;
— скорость разложения минералов-носителей также не лимитирует процесса;
— скорость сольватации растворяемых частиц золота расплавленным свинцом также весьма высока;
— лимитирующим фактором скорости протекания процесса является состояние поверхности растворяемого металла.
Исследовано влияние расхода щелочи на физические свойства шлаковых расплавов и установлено, что, в зависимости от минералогического состава, меняется оптимальное отношение щелочь:концентрат, составляющее (2,5 — 3):1.
Анализ щелочнорастворимой части шлаковых расплавов показал присутствие кремния и алюминия. В целях уменьшение негативного влияния последних на вязкость шлака, в состав шихты вводили гашеную известь. Однако следует отметить, что вводимая известь оказывает отрицательное влияние на скорость извлечения золота, которое можно эффективно ликвидировать повышая скорость перемешивания.
Результаты проведенных исследований на ряде гравитационных и флотационных концентратов свидетельствуют, прежде всего, о достижении высокого извлечения и возможности получения свинцовых сплавов, содержащих до 10 % суммы благородных металлов. Кроме того подтверждена эффективность экстракции не только золота, но и серебра.
Рассмотрены вопросы переработки шлаковых систем с регенерацией щелочи и возвратом последней в процесс, а также подробно изучены вопросы переработки золотосодержащих свинцовых сплавов. При этом, рассмотрена возможность использования цинкования с целью выделения пены интерметаллидов, а также окислительной переработки сплавов. Суть процесса состоит в том, что сплав под слоем щелочи подвергается выкручиванию в определенном интервале температур с подачей в расплав кислорода или воздуха. Установлено, что наиболее приемлемыми условиями ведения процесса являются температура 600 — 620 °С при скорости перемешивания примерно 750 об/мин, барботирование в расплав воздуха или кислорода при исключении перемешивания свинцового сплава.
Проведены кинетические исследования процесса и определено, что окислительные реакции протекают в диффузионной области. Найдено, что окислительное обогащение свинцового сплава целесообразно проводить до содержания суммы благородных металлов 65 — 70 %, так как дальнейшее обогащение сопряжено с возрастанием механических потерь последних.
Проведенные исследования позволили разработать технологическую схему процесса, включающую подготовку концентрата к экстракции, экстракцию благородных металлов в расплавленный свинец, переработку шлакового продукта с регенерацией 80 % щелочи от подаваемой, окислительное обогащение свинцового сплава с возвратом свинца в экстракционный процесс и гидрометаллургической доводкой спека благородных металлов с получением золотого и серебряного концентратов. По данной технологии выполнены модельные испытания полностью подтвердившие эффективность проведенных исследований и предложенной технологии.
Работа выполнена при поддержке Министерства образования РФ
Источник: top-technologies.ru
Кому золота?
4 Золото – первый из открытых человеком металлов. Веками золото использовали как мерило ценности и в ювелирном деле. Нет сомнений, золото – уникальный металл. Поэтому мой блог — о золоте и обо всем, что связано с золотом. О том, какое бывает золото, что такое проба золота, как золото добывают, где золото используют, о золотых монетах и драгоценных камнях, достойных золотого обрамления, о магии золота, целебных свойствах золота и о многом другом.
Аффинаж золота
Аффинаж золота — процесс отделения золота от примесей
Золото может быть очищено (отделено от других металлов) двумя способами — химическим и электрохимическим.
В ювелирном производстве при проведении аффинажа используют химический метод, второй — только для больших количеств и при постоянном применении.
Ювелир может иметь загрязненное золото в твердом виде в обломках более или менее большого размера или уже растворенным в царской водке в виде хлорида золота. Для отделения золота от раствора используют различные химикаты.
Предпочтение отдают сульфату железа (2) FeSO4 — дешевому, не токсичному веществу.
Сернокислое железо продают в виде зеленых кристаллов или кристаллического порошка, его следует хранить в хорошо закрытых сосудах, в противном случае он превращается в сульфат железа (3) Fe(SO4)3 коричневого цвета, непригодного для использования.
Сульфат растворяют в двойном количестве воды, если жидкость мутная — это вызвано превращением сульфата; добавляют несколько граммов, например, 5 на каждые сто граммов сульфата и на дно посуды высыпают чистые железные гвозди, весом по крайней мере равным весу добавленной кислоты.
Таким образом, готовят смесь для отделения золота. В общем случае необходимы 3-4 г сульфата или 9-12 г раствора сульфата на один грамм извлекаемого золота.
Ошибочно считают, что достаточно добавить сульфат железа к царской водке, содержащей золото для получения качественного отделения желаемого количества металла. Никогда нельзя полностью извлечь растворенное золото.
Наиболее приемлемый метод — испарение под вытяжным колпаком всего избытка азотной кислоты — царскую водку медленно нагревают в фарфоровой чашке, в которую для предотвращения разложения хлорида золота добавляют поваренная соль, между чашкой и пламенем помещают сетку из железа, покрытого асбестом. Смесь нагревают до получения консистенции густого сиропа. Являясь утомительной операцией, эта операция заслуживает внимание потому, что обеспечивает наиболее полное отделение золота.
Для ускорения процесса рекомендуют периодически перемешивать раствор при помощи стеклянной палочки, добавляя время от времени небольшое количество соляной кислоты. Жидкость с густотой сиропа охлаждают, добавляют небольшое количество соляной кислоты, три объема воды и фильтруют. Фильтр промывают водой, которую выливают в отфильтрованную жидкость и к ней добавляют сульфат железа.
Золото, полученное при помощи сульфата железа имеет вид красно-коричневого тяжелого порошка, оседающего на дно сосуда, его отфильтровывают и промывают водой. Золото собирают на бумажном фильтре, который затем сжигают. Если все операции проведены правильно, из раствора извлекается все золото, а получившийся металл имеет пробу 1000‰.
Для того, чтобы быть уверенным, что вместе с отработанными жидкостями не выливается также золото, к ним всегда добавляют немного сульфата железа и наблюдают за выпадением металла в осадок. В случае отсутствия осадка и других благородных металлов — платины и палладия, раствор выливают.
Более простой метод — реакция раствора кислоты в присутствии чистых гвоздей до того момента, когда количественный анализ даст признаки полного отсутствия золота. Реакция железа, переходящего в раствор, разрушает азотно-азотистые соединения.
Оставшиеся гвозди вынимают, порошок собирают, промывают и плавят.
Химический аффинаж после квартования
Квартование — доведение содержания золота до 250‰ при помощи плавления в присутствии другого металла, обычно серебра. В реальности квартование означает уменьшение пробы любого драгоценного металла при помощи разбавления другим металлом путем плавления.
Аффинаж основан на растворении металлов, сопутствующих золоту, когда их вес в три, минимум в два с половиной раза больше веса золота.
Золото должно присутствовать в количестве от 250 до 280‰, остальная часть должна быть составлена из металлов, растворимых в азотной кислоте.
Если золота присутствует больше, например, 300‰, аффинаж не происходит, если меньше 250‰, при обработке кислотой металл превращается в порошок и операция требует повышенного внимания. Для удобства расчета сплав составляют из одной части золота и 3 частей других металлов.
Этот метод может быть изменен. Вместо серебра можно использовать медь или латунь. Для сокращения времени можно выливать расплавленный квартованный сплав тонким ручейком в воду так, чтобы металл принимал форму шариков, которые затем опускают в азотную кислоту. Образование шариков необходимо, если квартованный сплав хрупок и не переносит вальцевания.
Если квартованное золото содержит максимум 10 % меди и очень малое количество свинца, вместо азотной кислоты можно растворять посторонние металлы вместо азотной кислоты концентрированной серной кислотой. Вес кислоты должен превышать вес металла в три раза. Кислоту медленно нагревают до начала реакции и одновременно перемешивают.
После окончания реакции кислоту охлаждают и выливают в воду. Количество воды должно превышать вес кислоты в три раза. Золото помещают в фарфоровую чашку, несколько раз хорошо промывают дистиллированной водой сначала холодной, потом горячей и затем плавят. В пятидесятых годах на некоторых производствах проводили эксперименты растворения металлов не химическим, а гальваническим способом. Этот метод не дает достоверных результатов и не имеет преимуществ.
Химический контроль золота, полученного квартованием, показывает, что аффинированный металл не имеет пробу 1000‰ и содержит тысячные доли других металлов.
Электролитический аффинаж
Этот аффинаж следует проводить предприятиям, имеющих постоянное количество золота с пробой не менее 900. Аффинаж дает хорошие результаты, если количество серебра не превышает ста тысячных. Анодом служит аффинируемое золото, катод должен быть изготовлен из чистого золота. Раствор состоит из хлорного золота и соляной кислоты.
Аффинаж при помощи хлора по методу Миллера
Хлор, выходя из расплава, уносит с собой хлориды металлов, золото и другие соединения, в больших или меньших количествах откладывающихся на внутренних стенках вытяжной вентиляции.
Источник: pisaka-gold.blogspot.com
Аффинаж золота и серебра
Аффинаж – очистка благородных металлов от примесей и их разделение у нас проводят на централизованных заводах, имеющих оборудование и условия для проведения необходимых переделов с малыми потерями.
На аффинажные заводы поступает шлиховое и самородное золото, выделенное при гравитационном обогащении руд и россыпей, золото из амальгам, металл доре из шламов от электролиза меди и отходов, производства свинца. Здесь же перерабатывают производственный и бытовой лом, старую монету, сплавы, полученные из вторичного сырья, и иные материалы.
Помимо золота и серебра, массовое отношение которых бывает весьма различным, в сырье встречаются платиновые металлы, а также медь, свинец, сурьма, железо, олово, висмут и другие примеси.
Содержание благородных металлов в сплавах принято выражать пробами – тысячными долями массы, сумму примесей неблагородных металлов называют лигатурой. В табл. 24 даны округленные, ориентировочные сведения о составе главных видов сырья.
Отдельные партии сырья часто малы по массе и неоднородны, поэтому для усреднения и уточнения расчетов с поставщиками применяют приемную плавку в индукционных печах и опробуют полученные слитки.
Чтобы отделить лигатуру и основную массу серебра, жидкие сплавы в таких же печах в тиглях из графита продувают хлором. Все металлы хлорируются, хлориды возгоняются, но главным образом растворяются в шлаке, для первичного образования которого загружают буру, соду и песок. По приведенным ниже данным об изобарных потенциалах образования хлоридов при 1200 °С и температурах их кипения можно ориентировочно судить о ходе хлорирования:
Сначала возгоняются и переходят в шлак хлориды элементов лигатуры, затем AgCl и, наконец, АuCl3. При первом появлении признаков хлорирования золота продувку прекращают, металл 995 пробы разливают в изложницы и сдают в валютный фонд или дополнительно очищают электролизом, как описано ниже. Последнее всегда необходимо при содержании платиноидов.
Хлоридный шлак состоит в основном из AgCl и CuCl, его дробят, загружают в мешки, которые затем помещают в ванну с разбавленной серной кислотой вместе с листами железа. Серебро при этом восстанавливается ионами Fe 2+ :
AgCl + Fe 2+ = Ag + Fe 3+ + Сl,
хлорид меди окисляется
CuCl + Fe 3+ = Cu 2+ + Fe 2+ + Сl.
Проникая через ткань мешков, Cu 2+ цементируются железом. Ионы Fe 3+ также восстанавливаются железом, поэтому в растворе их очень мало и равновесие реакции восстановления серебра железом сдвинуто вправо. Достаточно полное восстановление серебра достигается за двое суток при температуре раствора 90–100 °С.
Осадок цементного серебра прессуют, плавят и отливают в аноды по 10 кг в виде плит толщиной около 10 мм, в них не должно быть более 200 проб золота и 75 проб лигатуры.
Электролиз серебра
Электролитом служит раствор AgNO3 с активностью 1 моль/л (до 100 г/л Ag).
При растворении анодов в раствор переходят серебро, медь, свинец, висмут и другие примеси. Золото выпадает в виде порошкообразного шлама, содержащего платиновые металлы, селен, теллур, серу и другие нерастворимые в электролите примеси.
Катодные основы делают из тонких листов серебра или алюминия.
Катодный осадок серебра имеет рыхлую крупнокристаллическую структуру; он легко счищается с катодной основы и падает на дно ванны. Для того чтобы осадок чистого серебра и золотой шлам не смешивались, аноды помещают в мешки из ткани.
Аноды толщиной около 10 мм растворяются примерно в течение суток, после чего нерастворенный остаток возвращают на плавку, из анодных чехлов выгружают золотой шлам, а со дна ванны алюминиевыми дырчатыми черпаками извлекают кристаллы чистого серебра.
плотность тока не должна превышать 400–600 А/м 2 , электролит необходимо энергично перемешивать и не допускать в нем значительное накопление примесей, главным образом меди, которой во избежание загрязнения катодного осадка должно быть в растворе не больше 4–5 %.
Если золота больше 200 проб, оно пассивирует аноды и начинается выделение кислорода, а напряжение на ванне соответственно повышается.
Ванны емкостью до 0,6 м 3 делают из винипласта и укрепляют деревянными или железными каркасами. Температура электролита около 40 °С поддерживается за счет тепла, выделяемого током. Для перемешивания раствор перемешивают воздухом. Напряжение на ванне в зависимости от состава электролита и плотности тока 0,8–2,6 В, расход энергии 300–600 кВт•ч/т.
Осадок серебра после промывки разбавленной азотной кислотой, водой и переплавки имеет чистоту 999,9 проб. Для отдельных потребителей повторным электролизом получают металл 999,99 или 999,999 пробы.
Отработанный электролит обедняют серебром в отдельных ваннах с анодами из низкопробных сплавов.
Электролиз золота
На электролиз поступает металл после хлорирования и шламы от электролиза серебра, предварительно подвергнутые многостадийной химической очистке. Все это плавят в индукционных печах и отливают в прямоугольные аноды массой по 2–3 кг. Аноды загрязнены серебром, платиновыми металлами и сравнительно мало – лигатурой.
Электролитом служит раствор НАuСl4 и НСl (до 200 г/л Аu и 80 г/л НСl). Золото растворяется по реакциям:
Аu + 4Сl – – 3е = АuСl – 4; Е° = 0,93 В,
Аu + 2Сl – – е = АuСl – 2; Е° = 1,11 В.
Появление ионов АuСl – 2 возможно из-за концентрационной поляризации при высокой плотности тока, либо вследствие образования на аноде корки AgCl; однако они тотчас доспропорционируются с выделением осадка металла, выпадающего в шлам:
АuСl – 2 = АuСl – 4 + 2Au + 2Сl – .
При недостаточной кислотности и температуре золотые аноды пассивируются, растворение их прекращается, и начинается выделение хлора
Кислород же не выделяется вследствие перенапряжения его на золоте.
Электролиз проводят при 50–60 °С. Платина и палладий растворяются и накапливаются в электролите:
Pt + 4Сl – – 2е = PtCl 2- 4; E° = 0,73 В,
Pd + 4Сl – – 2е = PtCl 2- 4; E° = 0,62 В.
Составляющие лигатуры: медь, свинец, висмут, железо, олово, сурьма и другие металлы образуют простые ионы или комплексные хлориды, затруднения растворения анода они обычно не вызывают. Железо, переходящее в раствор в виде Fe 2+ , восстанавливает золото, увеличивая переход его в шлам:
АuСl – 4 + 3Fe 2+ = Аu + 3Fe 3+ + 4Cl – .
Серебро дает нерастворимый хлорид.
Если в сплаве менее 50 проб серебра, хлорид его осложнений не вызывает. При большем содержании AgCl покрывает анод прочной более или менее плотной коркой, препятствуя растворению золота.
По способу Вольвиля удается растворять золотые аноды, в которых бывает до 200 проб серебра, применяя асимметричный ток. Для этого вместе с постоянным – через ванну пропускают приблизительно равный ему по силе переменный ток.
Вероятность загрязнения катодного осадка примесями невелика; однако осаждение вместе с золотом платины и палладия возможно, особенно при высокой плотности тока. Избегая этого, не допускают повышения концентрации платины более 50 г/л, а палладия более 15 г/л. Других примесей в растворе, содержащем не менее 100 г/л золота, не должно быть больше Сu 90 г/л; Рb 1,5 г/л; Те 4 г/л и 2 % Fe.
Отработанный электролит обедняют по золоту в отдельных ваннах с графитовыми анодами, после чего разными способами выделяют из него остатки золота и платиноиды.
Электролиз золота проводят в фарфоровых реже в винипластовых ваннах емкостью 25 л. Аноды общим числом, например 15, подвешивают на серебряных штангах по три в ряд, против каждого ряда помещают один общий катод из рифленой золотой фольги толщиной 0,2 мм. Ванны устанавливают в водяные бани, электролит перемешивают воздухом.
Суммарная плотность постоянного и переменного тока достигает 1500 А/м 2 , напряжение на ванне около 1 В. Чистота катодного осадка после механической очистки щетками, а затем промывки соляной кислотой и аммиаком 999,9 проб.
Источник: metallolome.ru