При электрохимическом способе золото извлекают из электролита осаждением его на катод с помощью электрического тока.
При регенерации золота из электролита катодом служит титановая пластина, а анодом — г рафитовая или платиновая пластина. Катодная плотность тока при концентрации золота в электролите более 1 г/л около 0,5 А/дм», при концентрации золота в электролите менее 1 г/л плотность тока должна быть 0,1 А/дм».
После осаждения золота на катод, его вынимают из электролита промывают в промывочных ваннах и высушивают: затем с катода соскабливают осадок. Если катод с чехлом, то вынимают его вместе с чехлом, выгружают осадок из чехлов. Чехлы промывают в промывочной ванне и сушат. Полученные остатки присоединяют к катодным осадкам и осадкам, извлеченным из основании ванны электрохимической полировки, прокаливают в муфельной печи при температуре 600700С в течение 1-1,5 ч. Полученную после прокаливания массу прессуют и сплавляют.
Рис.5.1. Схема электрохимического метода извлечения золота из использованного электролита
Золото из осадка после электролиза Gold electrolysis
Полученный таким образом слиток золота не является химически чистым. Для того чтобы получить химически чистое золото надо сначала определить пробу полученного слитка, а затем его аффинировать.
Источник: juwelir.info
Катодный осадок золота это
Более 80% всего добываемого золота производят с применением гидроме- таллургической технологии выщелачивания металла в растворе цианидов.
На золотоизвлекательных предприятиях всего мира применяют два способа контакта цианистых растворов с рудой:
— просачивание (перколяция) раствора через неподвижный слой материала;
— агитация, характеризующаяся перемешиванием пульпы.
Перколяционное цианирование, в свою очередь, можно условно разделить на следующие способы:
В чановом варианте длительность процесса составляет 4-14 сут., процесс состоит из заполнения чана, неподвижного контакта загрузки и цианистого рас- твора, промывки загрузки и ее выгрузки. В настоящее время этот вид цианирова- ния применяют редко, в основном на предприятиях малой производительности.
Подземное выщелачивание применяют в промышленном масштабе для из- влечения урана и меди, его реализация в золотопереработке ставится под сомне- ние в первую очередь из-за значительных потерь цианистых растворов по трещи- нам в породе (возможными объектами могли бы стать отработанные горные вы- работки). Если с потерей цианида, как растворителя, и потерями золота еще мож- но было бы смириться из-за относительной дешевизны процесса, то попадание цианистых солей в поверхностные или подземные водные потоки может привести к экологической катастрофе.
Кучное выщелачивание заключается в укладывании материала на специаль- но подготовленное гидроизоляционное основание и орошении его раствором циа- нида. В процессе просачивания раствора через слой руды происходит растворение золота. Дренирующие из под рудного штабеля растворы собирают с помощью дренажной системы в прудки-отстойники. Из прудков растворы подаются на из- влечение металла процессами сорбции или цементации.
Погружение в золото: экскурсия по Новосибирскому аффинажному заводу
Агитационное выщелачивание является более производительным процес- сом по сравнению с перколяционным, так как интенсивное перемешивание уско- ряет растворение золота, протекающее в диффузионном режиме.
Как правило, при агитации применяют более тонкое измельчение, что также положительно сказывается на скорости растворения. Вместе с тем агитационный процесс дороже перколяционного из-за расходов на измельчение. Оптимальным соотношением между количеством жидкого (Ж) и твердого (Т) в пульпе в агита- ционных аппаратах является Ж:Т = (1-2):1.
На ряде золото- и сереброизвлекательных фабрик растворы после цианиро- вания руд выделяют путем сгущения и отмывки противоточной декантацией, фильтрацией. Металл из насыщенных растворов, полученных в результате филь- трации или противоточной декантации, извлекают методом цементации на цинко- вую пыль.
Цементацию цинком применяют для растворов, где соотношение Ag:Au > 10, для высококонцентрированных по золоту растворов (>10-12 мг/л) и установок малого масштаба (800-1000 г Аu в сутки).
В связи с тем, что процессы разделения кеков выщелачивания и золотосо- держащих растворов являются достаточно дорогостоящими в последнее время получили распространение бесфильтрационные (сорбционные) процессы произ- водства золота.
Для сорбции золота из пульп используют активированные угли или ионо- обменные смолы. Сорбент загружают непосредственно в аппараты выщелачива- ния, тем самым совмещая процессы растворения золота и извлечения металла из раствора. При сорбционном выщелачивания организуют противоток пульпы и сорбента. В результате этого, наиболее богатые растворы контактируют с бога- тым сорбентов, а бедные по металлу растворы – с бедным сорбентов. За счет это- го происходит практически полное извлечение металла из раствора, а полученный насыщенный сорбент имеет высокую емкость по благородным металлам.
Насыщенный сорбент из аппаратов выщелачивания направляют на опера- цию десорбции и реактивации. В процессе десорбции получают богатые по золо- ту элюаты, которые далее направляют на электролиз с целью осаждения золота в катодный осадок. Катодные осадки, образующиеся в процессе электролиза, пла- вят с получением сплава лигатурного золота, который в свою очередь реализуют на аффинажные заводы.
Раздел 3. Подготовка для выделения металлов
Первичные растворы, получаемые при обезвоживании пульп выщелачива- ния, обычно не пригодны для получения из них конечного продукта, так как эти растворы содержат взвешенные тонкие твердые минеральные частицы и химиче- ские растворенные примеси, которые затрудняют процесс выделения из растворов металлов или загрязняют конечную продукцию. Наличие химических примесей неизбежно по причине низкой селективности растворителей. Поэтому перед опе- рацией выделения металлов из растворов необходимо проводить специальные приемы предварительной подготовки этих растворов к заключительным процес- сам гидрометаллургии. Эти операции называются кондицианированием растворов и включают:
— осветление, заключающееся в тонкой фильтрации для удаления мине- ральных мутей;
— химическую очистку от присутствующих растворенных примесей;
— корректировку концентрации извлекаемого металла (концентрирование или наоборот, разбавление растворов в зависимости от принятого способа и ре- жимов осаждения;
— корректировку величины рН, концентрации растворителя, введение акти- вирующих добавок и т.д.
Дата: 2019-02-02, просмотров: 322.
Источник: findout.su
Лекция 17. Электролиз в металлургии благородных металлов
Благородные металлы давно являются мировым эквивалентом стоимости вследствие малого содержания в земной коре и трудной добычи, а также высокой стойкости против коррозионного разрушения. За последнее время эти металлы приобретают все большее значение и в технике.
Благородные металлы встречаются в виде самородков (особенно золото и платина) и в разнообразных минералах. Наиболее распространенным минералом серебра является аргентит Ag 2 S, сопровождающий руды свинца, цинка и меди.
Благородные металлы добывают как из побочных продуктов при извлечении других металлов, так и из собственных самородных и рудных месторождений. Основное количество золота извлекают из самородных россыпей. Главным источником серебра и платиновых металлов, наоборот, являются побочные продукты металлургии меди, никеля, свинца и др. Добыча благородных металлов из россыпей и руд – большая и сложная область гидрометаллургии.
Основным назначением электролиза в металлургии благородных металлов является их рафинирование от загрязнений другими металлами, оставшимися от огневого рафинирования, и отделение друг от друга.
Выбор плотности тока определяется не катодным, а анодным процессом, так как серебро выделяется на катоде при всех условиях в виде неплотного рыхлого осадка. Анодное растворение, наоборот, зависит от плотности тока на аноде. При наличии в рафинируемом серебре платиноидов повышенная анодная плотность тока может вызвать их растворение (= + 0,799 В и = +0,987 В) и осаждение на катоде при потенциалах ниже потенциалов осаждения серебра. При этом платиновые металлы теряются, а чистота катодного серебра снижается. Анодная плотность тока колеблется в пределах 80 – 100 А/м 2 ((0,8 – 1)×10 -2 А/см 2 ).
Анодный шлам от рафинирования металла содержит кроме 30 – 70% серебра значительные количества золота и иногда платиноиды. Серебро отделяют растворением его в азотной кислоте, а остаток сплавляют, отливают и в виде анодов направляют на рафинирование золота.
В некоторых случаях производится рафинирование вторичного серебра (дельное серебро), представляющего собой двойные сплавы серебра с медью или же тройные сплавы с золотом и медью.
Рафинирование серебра обычно ведут в ваннах из керамики или другого инертного материала (пластмасса, эбонит) емкостью до 0,5 м 3 . Выход по току при рафинировании серебра достигает 95 – 97%, расход энергии 300 – 400 кВт·ч/т серебра, чистота катодного серебра 99,95%.
Золото. В отличие от серебра золото образует стойкие одно- и трехвалентные соединения, причем последние более устойчивы. Значения стандартных потенциалов близки: = +1,50 В, = +1,58 В, поэтому при электрохимическом растворении и осаждении золота из простых растворов происходит образование и восстановление обоих видов ионов. Преобладание участия того или иного иона в анодном и катодном процессах будет зависеть от состава раствора, растворимости солей и параметров электролиза.
Важным свойством золота для процессов электролиза является склонность его к пассивированию и комплексообразованию. Из всех возможных соединений золота лучшей растворимостью обладает AuCl 3, который и применяется для рафинирования золота.
При взаимодействии AuCl 3 с водой образуется комплекс H 2[ AuCl 3 O ]. Ион [ AuCl 3 O ] — и принимает участие в анодном процессе:
H 2[ AuCl 3 O ] → AuCl 3 + 2 H + + 0,5 O 2 + 2
Накопление AuCl 3 у анода приводит к его пассивированию, которое уменьшают введением HCl:
AuCl 3 + HCl → H [ AuCl 4] H 2[ AuCl 3 O ] + HCl → H [ AuCl 4] + H 2 O
В рафинируемом золоте, каким бы путем его ни получали, содержится серебро (иногда до 20%), платиноиды (до 50%), медь, свинец и др. Потенциалы металлов анода в водном кислом растворе хлорида следующие:
j 0 , В j 0 , В
AuCl 4 — / Au +0,90 / Pd +0,62
AuCl 2 — / Au +1,04 Ag + / Ag +0,799
/ Pt +0,79 Cu 2+ / Cu +0,347
Из приведенных данных следует, что все примеси в аноде должны растворяться легче, чем золото, поэтому они будут накапливаться в электролите и осаждаться на катоде вместе с золотом по достижении критических концентраций: для платины – 50 – 60 г/л, для палладия – 15 г/л и для меди – 150 г/л.
В процессе рафинирования золота, содержащего серебро, характерно поведение последнего. В хлоридном растворе серебро образует нерастворимый хлорид, который частично переходит в шлам, а частично оседает на аноде, пассивируя его. Для устранения пассивирования золотого анода, содержащего серебро, применяют наложение переменного тока на постоянный.
Благодаря этому на золоте чередуются анодная и кратковременная катодная поляризации. В период катодной поляризации серебро из пленки AgCl частично восстанавливается до металла. Часть пленки срывается вследствие изменения знака заряда электрода и поверхностного натяжения. В связи с этим анод активируется и его растворение протекает нормально.
Из приведенных выше значений потенциалов следует, что растворение золотого анода протекает с образованием ионов обеих валентностей, поэтому анодный выход золота по току, рассчитанный только с учетом Au 2+ , равен 125 – 140 %.
Одновременно и на катоде происходит разряд ионов обеих валентностей. Выход золота по току на катоде из расчета на Au 3+ ниже (до 115%). Таким образом, скорость образования AuCl 2 — количественно больше скорости его разряда и одновалентное золото накапливается в электролите. Это способствует протеканию реакции, характерной для положительных металлов (Cu, Au)
3 Au + 2 Au + Au 3+
в результате, которой выпадает металлическое порошкообразное золото, теряемое со шламом.
Объем электролизеров не более 20 – 30 л. Их изготовляют из фарфора с наружным термостатирующим сосудом для нагревания.
Источник: studopedia.su