Обработка цианистых осадков

ОБРАБОТКА ЦИАНИСТЫХ ОСАДКОВ

В результате осаждения благородных металлов цинковой пылью получают цианистые осадки (шламы) с весьма сложным вещественным составом. Наряду с золотом и серебром в них содержится избыток металлического цинка, металлический свинец, гидроксид и карбонат цинка, простой цианид цинка, карбонат и сульфат кальция, соединения меди, железа, мышьяка, сурьмы, селена, теллура. Кроме того, в небольших количествах в осадках присутствуют оксиды кальция, алюминия, кремния и т.д. В осадках накапливаются также такие элементы, содержание которых в исходной руде весьма невелико. Осаждаясь из больших объемов цианистых растворов, эти элементы концентрируются в шла мах. Так, даже при очень низком содержании в исходной руде никеля, кобальта, вольфрама, молибдена и др. заметные количества этих металлов могут присутствовать в шламах.
 
Состав осадков зависит от состава цианистых растворов и условий осаждения. Содержание золота, цинка, свинца, меди в осадках колеблется в следующих пределах, %: 5— (30—35) Au, 20—60 Zn, (4—5) —(20—25) Pb, от десятых долей процента до 20—30 Сu. В осадках некоторых фабрик содержится до 12 % селена.
Способ обработки осадков определяется их составом, масштабом производства и рядом других факторов.
Наибольшее распространение получил способ, заключающийся в кислотной обработке осадка, прокалке (сушке) и плавке его с получением золото-серебряного сплава. По этому способу промытый и обезвоженный осадок поступает на выщелачивание 10—15 %-ным раствором H2SO4. Цель этой операции — удаление основной массы цинка и других кислоторастворимых соединений. Основными реакциями являются следующие:
 
Zn + 2H = Zn²⁺ + H2,
 
Zn (OH)2 + 2H = Zn²⁺ + 2H2O,
 
Zn (CN)2 + 2H = Zn²⁺ + 2HCN,
 
ZnCO3 + 2H = Zn²⁺ + H2O + CO2,
 
Pb + 2H + SO²4 = PbSO4 + H2
 
Во время выщелачивания выделяются такие ядовитые газы, как синильная кислота HCN, арсин АsН3 и стибин SbH3. Последние образуются при взаимодействии водорода (в момент его выделения) с содержащимися в золото-цинковом осадке мышьяковистыми и сурьмянистыми соединениями, например:
 
Са3 (AsО4)2 + 8Zn + 22Н + 3SO²4 = 2AsH3 + 3CaSО4 + 8Zn²⁺ + 8H2О.
 
Выщелачивание проводят в футерованных листовым свинцом чанах диаметром 2—3 и высотой 1,5—2 м. Перемешивание осуществляют мешалками или сжатым воздухом. Во избежание отравления обслуживающего персонала чаны закрывают колпаками, присоединенными к мощной вытяжной системе, и размещают в изолированном помещении, снабженном хорошей приточно-вытяжной вентиляцией. Процесс выщелачивания протекает довольно бурно и сопровождается пенообразованием. Расход серной кислоты составляет 1—2 кг на 1 кг осадка.
 
По окончании растворения пульпу фильтруют, золотосодержащий остаток тщательно промывают водой. Фильтрат и промывные воды обычно содержат некоторое количество золота (иногда до 16 г/м³). Поэтому их пропускают через контрольный фильтр или колонки, наполненные активным углем или ионообменной смолой. В результате этого содержание золота в растворах снижается до 0,05— 0,20 г/м³. Такие растворы сбрасывают в отвал или, если это экономически целесообразно, используют для получения; сульфата или карбоната цинка. Сернокислый цинк получают кристаллизацией из раствора; карбонат цинка осаждают содой, прокаливают до оксида и отправляют на цинковый завод.
 
Осадок после промывки фильтруют и направляют на сушку. В результате кислотной обработки содержание цинка в осадке снижается до нескольких процентов. В то же время содержание золота возрастает до 50 % и более. Свинец при выщелачивании почти  не удаляется  вследствие малой растворимости сульфата свинца. Поэтому содержание свинца в выщелоченном осадке значительно выше, чем в исходном. В некоторых случаях для обработки вместо серной кислоты применяют 31—32 %-ный раствор НСl. При этом помимо цинка, удается перевести в раствор также почти весь свинец и кальций. Поэтому в осадках, обработанных соляной кислотой, содержание благородных металлов выше, чем в осадках после сернокислотного выщелачивания.
 
Цианистые осадки, получаемые при обработке медистых золотосодержащих руд, могут содержать до 30 % Сu. Металлическая медь не растворяется в серной и соляной кислотах. Поэтому кислотная обработка таких осадков не позволяет получить кондиционный продукт, годный для дальнейшей переработки. В связи с этим цианистые осадки с высоким содержанием меди после удаления цинка серной кислотой подвергают сернокислотному выщелачиванию в присутствии какого-либо окислителя — аммиачной селитры NH4NO3, диоксида марганца МnO2, хлорного железа FeCl3 и т. д. Помимо меди, в раствор переходит небольшое количество благородных металлов. Осаждение их осуществляют тайней металлическим железом. Окислительное выщелачивание позволя-ет снизить содержание меди в цианистых осадках до 1—4 %.
 
Осадки после кислотной обработки прокаливают пр№ 500—700 °С с целью сушки материала и перевода неблагородных металлов в оксиды для их ошлакования при последующей плавке. При прокалке осадка удаляются влага, гидратная вода, разлагаются остатки углекислых и цианистых солей, окисляется недорастворенный цинк. Во избежание потерь благородных металлов вследствие пылеуноса материал при прокаливании не перемешивают. Прокалку ведут в противнях из нержавеющей стали, -помещенных в полочные электрические печи; в некоторых случаях ее заменяют сушкой при 110—120 °С. Прокаленные осадки смешивают с флюсами и плавят на золотосеребряный сплав .
 
Цель плавки — дополнительное отделение примесей и получение золотосеребряного сплава, пригодного для аф-финажа. В качестве флюсов используют соду, буру, кварцевый песок, плавиковый шпат. В осадках всегда содержится некоторое количество серы,  поэтому при плавке существует опасность образования штейна, хорошо растворяющего благородные металлы . Во избежание образования штейновой фазы в шихту для плавки осадков с высоким содержанием серы, помимо флюсов, вводят также окислитель — натриевую селитру NaNО3 или диоксид марганца МnO2. Добавка окислителя не только предупреждает образование штейна, но и способствует окислению и переходу в шлак неблагородных металлов, благодаря чему золотосеребряный сплав получается более чистым.
 
Плавку на золотосеребряный сплав можно вести в печах различной конструкции. Долгое время в практике зо-лотоизвлекательных предприятий применяли тигельные небольшие отражательные печи, отапливаемые жидким или твердым топливом (нефть, мазут, уголь). Плавку обычно ведут при 1100—1200 °С. Оксиды, в том числе оксид, свинца, образующийся при диссоциации сульфата свинца переходят в шлак. Процесс ведут до полной жидкоподвижности шлака. По окончании плавки содержимое печи выливают в изложницы. После застывания расплава изложницы опрокидывают и отделяют шлак от сплава. Если: выплавленный металл недостаточно чист, его гранулируют,, выливая медленно в воду, а затем вместе с флюсами подвергают повторной плавке. Содержание благородных металлов в получаемых слитках зависит от состава исходных цианистых осадков. В некоторых наиболее благоприятных случаях удается получить сплавы 950—980-й пробы (по сумме золота и сера). Слитки   взвешивают,   опробуют   и   отправляют и аффинажный завод.
 
Полученный при плавке шлак содержит застрявшие в нем корольки благородных металлов. Поэтому его собирают и по мере накопления повторно плавят. При выливании переплавленного шлака в изложницу нижняя часть его оказывается значительно обогащенной благородными металлами. Эту часть отделяют, а из оставшейся части золото и серебро извлекают в отдельной ветви (амальгамацией или обогащением на шлюзах и столах с последующим цианированием хвостов).
 
В настоящее время плавку осадков ведут в электрических печах. Так, на крупных предприятиях ЮАР применяют наклоняющиеся трехэлектродные дуговые печи с графитовыми электродами вместимостью по металлу 750 кг. Эти печи требуют меньше обслуживающего персонала, имеют значительно большую производительность, работа их полностью механизирована и частично автоматизирована. Шлаки, получаемые в этих печах, значительно беднее по содержанию благородных металлов по сравнению со шлаками тигельных и отражательных печей. Это позволяет направлять их в основной производственный цикл фабрики, а не перерабатывать в отдельной ветви. Плавка осадков в таких печах обходится дешевле, чем в отражательных и тигельных.      
Описанная схема переработки цианистых осадков наиболее распространена и универсальна.
 
Однако в отдельных случаях осадки можно перерабатывать более простыми методами. Один из них — непосредственная плавка сырых осадков без их предварительной кислотной обработки и сушки. Возможности этого способа ограничены; его применяют только если содержание благородных металлов в цианистом осадке достаточно высоко. Достоинством способа, помимо его простоты, является также сокращение потерь благородных металлов при сушке, перемешивании и т.д.; основные недостатки — получение сравнительно низкопробных слитков, большой расход флюсов и образование вязких шлаков, богатых благородными металлами.
Другой упрощенный способ переработки осадков, довольно часто применяемый на заводах ЮАР, Ганы и Австралии, состоит в окислительном обжиге осадков с последующей плавкой. При обжиге цинк возгоняется в виде оксида; одновременно окисляется ряд примесей, что облегчает последующую плавку.
 
В зарубежных странах цианистые осадки независима от применяемой технологии полностью перерабатывают на самих ЗИФ, а конечным продуктом каждой фабрики являются слитки золотосеребряного сплава, отправляемые на аффинажные заводы. Такая практика имеет существенные недостатки. Главный из них — заметные потери золота вследствие несовершенства технологии обработки осадков.
Основными каналами потерь благородных металлов являются промывные воды, пыль и шлаки. Совершенствование процесса обработки с целью повышения извлечения золота и серебра ограничивается небольшим масштабом производства. По этой же причине на зарубежных фабриках не налажено извлечение из осадков цинка, свинца, меди и других сопутствующих металлов. Себестоимость обработки осадков велика.
 
Обработку Au—Zn осадков рациональнее производить централизованно на специализированных предприятиях, где можно использовать более совершенную технологию.
Осадки двукратно обрабатывают 30—32 %-ным раствором НСl, при этом цинк, свинец, железо, оксид кальция if другие кислоторастворимые примеси переходят в раствор. После промывки и сушки осадок плавят с флюсами на золотосеребряный сплав. Из солянокислых растворов и промывных вод доизвлекают благородные металлы и затем с помощью цинковой пыли цементируют свинец и медь.
 
После гидролитической очистки от железа из растворов осаждают карбонат цинка, который далее прокаливают до оксида. Такая технология обеспечивает высокое извлечение драгоценных металлов (99,9 % Au и 99,4 % Ag) и предусматривает попутное извлечение цинка, свинца и меди, которые в виде соответствующих продуктов отправляют на заводы цветной металлургии.
Рассмотренные схемы обработки осадков имеют существенные недостатки, из которых главный — невозможность получения чистого золота. В связи с этим интересна схема обработки осадков, созданная в Австралии и Южной Африке. На цианистый осадок воздействуют серной кислотой для перевода в раствор кислоторастворимых примесей. Полученная пульпа (без фильтрования) поступает на хлорирование газообразным хлором. В результате этой операции практически все золото (99,8%) переходит в раствор:
 
2Аu + ЗСl2 + 2Сl = 2АuCl4.
 
Серебро в виде AgCl остается в нерастворимом осадке. Пульпу после хлорирования фильтруют, и из фильтрата с помощью сернистого газа осаждают металлическое золото:
 
2АuСl4 + 3SO2 + 6Н2O = 2Au + 12Н + 8Сl + 3SO²4
 
Полученный золотой осадок переплавляют в слитки. Из нерастворимого остатка после хлорирования с помощью 5 %-ного раствора NaCN выщелачивают серебро и небольшое количество оставшегося золота. Полученный раствор подвергают электролизу для осаждения металлического серебра. В качестве примеси одновременно осаждается и золото. Осадок катодного серебра идет на аффинаж. Безвозвратные потери золота по этой схеме не превышают 0,04%. Достоинство схемы — получение чистого металлического золота 999,5 пробы, во многих случаях не требующего дополнительного аффинажа.
Вы читаете, статья на тему обработка цианистых осадков