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

Добавить комментарий

Your email address will not be published. Required fields are marked *

You may use these HTML tags and attributes:

<a href="" title=""> <abbr title=""> <acronym title=""> <b> <blockquote cite=""> <cite> <code> <del datetime=""> <em> <i> <q cite=""> <s> <strike> <strong>