Ценность золота определяется его малой распространенностью (содержание золота в земной коре 4,3*10^-7 % по массе, в воде морей и океанов менее 5*10^-6 мг/л [1]) и его химическими свойствами – золото химически стойкий (благородный) и красиво окрашенный металл (кроме золота интенсивную окраску имеют только цезий и медь).

      Золото – рассеянный элемент, и его содержание в руде, как правило, невелико (обычно несколько грамм на тонну). Переработка руды с целью извлечения золота – видимо, самая трудо- и ресурсоемкая стадия процесса его добычи. В данной работе мы рассмотрим один из наиболее распространенных методов извлечения золота – цианидный.

     Цианирование занимает особое место в золотодобывающей промышленности и основано на способности золота, а также серебра, растворяться в слабых растворах щелочных цианидов по реакции:

2Au + 4NaCN + 1/2O₂ + H₂O = 2Na[Au(CN)₂] + 2NaOH

     Относительная селективность растворителя, удачное сочетание процессов растворения и осаждения благородных металлов из цианистых растворов (цементация цинковой пылью, сорбция на ионообменных смолах и активированных углях и др.), простота аппаратурного оформления и другие преимущества цианирования делают его весьма эффективным и производительным, обеспечивая возможность применения данной технологии не только к концентратам механического обогащения, но и к рядовым золотым рудам и даже к хвостам обогащения, содержащим 1-2 г/т золота и ниже. В 2000 году цианидный метод применялся при обработке 90-95% руд в мире, а доля металла, извлекаемого посредством цианирования, составляла 80-85% [6].

Термодинамика процесса цианирования.

       При цианировании золото и серебро окисляются кислородом воздуха до Ме(+1) и переходят в раствор в виде комплексных анионов [Me(CN)₂]^-. В общем виде химизм процесса описывается двумя последовательно протекающими реакциями [4]:

2Ме + 4CN^- + О₂ + 2Н₂О = 2[Me(CN)₂]^- + 2OH^- + H₂O₂  (1)

2Ме + Н₂O₂ + 4CN^- = 2[Me(CN)₂]^- + 2OH^- (2)

      Для золота степень развития реакции (2) невелика, и химизм процесса достаточно точно соответствует реакции (1), т. е.:

2Au + 4CN^- + О₂ + 2Н₂О = 2[Au(CN)₂]^- + 2OH^- + H₂O₂ 

      Для серебра, напротив, практически весь образующийся по реакции (1) пероксид водорода вступает во взаимодействие по реакции (2), поэтому растворение серебра более точно описывается реакцией:

4Ag + 8CN^- +O₂ + 2Н₂O = 4[Ag(CN)2]^- +4OH^-

представляющей собой сумму реакций (1) и (2).

            Рассчитаны константы равновесия и уменьшение изобарно-изотермического потенциала процессов [4]:

Для реакции (1) K ~ 3*10¹³, ΔG⁰₂₉₈ ~ - 75,3 кДж

Для реакции (2) K ~ 2*10⁵⁰, ΔG⁰₂₉₈ ~ - 288 кДж

       Такие высокие значения констант равновесия и уменьшение изобарно-изотермического потенциала показывают, что реакции (1) и (2) должны протекать в сторону растворения золота.

       Таким образом, связывая катионы Аu⁺ в прочный комплекс, ионы цианида резко снижают окислительный потенциал золота и тем самым создают термодинамические предпосылки для его окисления кислородом и перевода в раствор в форме комплексного аниона [Au(CN)₂]^-.

      В случае растворения золота при цианировании перед образование комплексного аниона золото переходит в ионное состояние:

Au = Au⁺ + e

Вслед за этим образуется комплексный цианистый ион вследствие диффузии ионов цианида к поверхности металла. Эти ионы, вытесняя с поверхности золота молекулы воды, образуют комплексный ион:

Au⁺ + 2CN^- = [Au(CN)₂]^-

     Таким образом, благодаря удалению простых ионов золота из двойного слоя освобождаются валентные электроны. Золото, отдавая электроны, становится анодом на тех участках, где происходит растворение металла. Для деполяризации катода необходимо удаление электронов веществом, принимающим их и присутствующим в растворе в достаточном количестве.

      Окислителем, наиболее доступным для практики цианирования, является кислород. Возможный механизм восстановления кислорода можно представить так [5]:

1) на анодных участках поверхности золота образуется комплексный ион и высвобождается электрон:

Au + 2CN^- = [Au(CN)₂]^- + е

2) в результате освобождения из двойного электрического слоя на аноде избыточных электронов на катодных участках восстанавливается кислород, растворенный в воде, т.е. образуется кислородный электрод:

O₂ ---> 2[O]

[O] + 2e ---> O^2-

O^2- + H₂O ---> 2OH^-

Возможно образование перекиси водорода как промежуточного продукта:

2[O] + 2e = O₂^2-

2H₂O + O₂^2- = 2H₂O₂ + 2OH^-

В итоге процесс описывается уравнением:

2Au + 4KCN + 1/2O₂ + H₂O = 2K[Au(CN)₂] + 2KOH

     Роль кислорода в цианистом процессе экспериментально изучалась и была четко показана в ряде работ.

      Как показали опыты Фарадея, золотой листок, плавающий на поверхности раствора цианистого калия, растворяется в течение 12 минут, а опущенный на дно сосуда – в течение 12 часов. [5].

      Дальнейшие работы ряда исследователей углубили и расширили представление о необходимости кислорода для растворения золота. Указанные работы показали, что золото не растворяется в цианиде без кислорода или других агентов, заменяющих кислород, например без бромистого циана или перекиси натрия.

     Бодлэндер предположил, что при растворении золота проходят последовательно 2 реакции:

2Au + 4KCN + О₂ + 2Н₂О = 2K[Au(CN)₂] + 2KOH + H₂O₂ 

2Au + Н₂O₂ + 4KCN = 2K[Au(CN)₂] + 2KOH

которые не отличаются от вышеприведенных (1), (2).

     Перекись водорода образуется вместе с водой в результате восстановления кислорода, растворенного в воде. Бодлэндер установил образование 72%  перекиси водорода от теоретического количества, рассчитанного по уравнению [5].

         Отметим при этом, что гидролиз цианистых растворов – явление крайне нежелательное, так как приводит к значительным потерям цианида и отравлению атмосферы цеха парами ядовитой синильной кислоты. Поэтому растворы подщелачивают. Даже при небольших концентрациях щелочи степень гидролиза резко снижается. Это положение широко используют на практике, вводя в цианистые растворы небольшое количество щелочи, которая защищает их от разложения гидролизом и потому называется защитной. В качестве защитной щелочи обычно применяют наиболее дешевую известь, выполняющую одновременно функцию коагулянта при сгущении пульп.

      Величина К_г, а следовательно, степень гидролиза и потери цианида растут с повышением температуры. Это является одной из причин проведения процесса цианирования  при обычных температурах  (10-20°С). [4].

Практика цианирования.

Минеральный состав золотосодержащих руд.

Все наиболее важные промышленные месторождения золота относятся к типичным гидротермальным образованиям. Золото в рудах находится пре­имущественно в самородном состоянии. В большинстве золоторудных место­рождений России редко преобладают золотины крупнее 200 мк. Мелкое золо­то размером 10 мк и менее в заметных количествах присутствует во многих месторождениях Сибири. Понятие о размерах зерен золота обычно связывается с его извлечением из руд. Этот вопрос решался В.А. Обручевым (1935 г.), И.Н. Масленицким (1940 г.), И.Н. Плаксиным (1958 г.) и др. Мелкое и среднее золото (2-9 мкм) извлекается цианированием с перемешиванием растворов относительно быст­ро за несколько часов. Золотины крупностью 0,057 - 0,074 мм растворяются на 90 % и более за 15-20 ч, а крупностью > 0,074 мм - за 24 ч и более. Исполь­зование чистого кислорода позволяет цианировать рудное золото на предпри­ятиях ЮАР за 17 ч на 97 %. В кварцевых рудах золото большей частью на­ходится в самородном виде в кварце, меньшая часть ассоциируется с пиритом и арсенопиритом. В рудах низкотемпературных формаций присутствуют тон­кие микровключения или дисперсоиды золота. В кварцево-сульфидных рудах золото присутствует в основном в самородном виде и в халькогенидах, иногда в форме теллуридов золота и висмута. В кварцево-турмалиновых рудах золото присутствует в самородном виде и, в основном, ассоциировано с кварцем, но значительная его часть находится и в пирите. Золото как в кварце, так и в пи­рите преимущественно мелкое. [7].

Методы цианирования.

Цианирование просачиванием.

       Цианирование просачиванием (перколяция) заключается в выщелачивании золота в результате естественного фильтрования цианистых растворов через слой золотосодержащей руды, помещенной в чан с ложным днищем.  Поскольку фильтрация раствора через слой тонкоизмельченного

материала протекает очень медленно, этим методом обрабатывают лишь грубозернистые материалы. Отсюда следует что цианирование просачиванием пригодно для переработки только таких руд, частицы которых являются сравнительно легко проницаемыми для цианистых растворов  (имеют пористую структуру), а также для руд, в которых золото находится в основном по плоскостям раскалывания кусков. Золото должно быть достаточно мелкое. Обычно перколяции подвергают классифицированные пески с частицами крупностью 0,2-1 мм. В благоприятных случаях удовлетворительные результаты могут быть получены при выщелачивании дробленой руды (крупностью кусков до

10—15 мм).

    Одним из важнейших показателей процесса, определяющим его длительность, является скорость просачивания, представляющая собой поток раствора через единицу площади поперечного сечения чана в единицу времени. Хорошей считается скорость просачивания свыше 50 л/(м²-ч).

     При скорости просачивания ниже 20 л/(м²-ч) применение перколяции нецелесообразно. Скорость просачивания зависит от многих факторов, из которых важнейшими являются природа цианируемого песка, его крупность и наличие в нем тонких фракций (илов). Кристаллический материал хорошо фильтрует раствор, даже при малых размерах частиц, если они более или менее однородны. Наоборот, аморфный материал слеживается плотным слоем и почти не пропускает раствор. Крупнозернистый песок при прочих равных условиях обладает большей скоростью фильтрации, чем мелкозернистый. При наличии в песке значительного количества илов последние забивают промежутки между крупными зернами, резко снижая скорость просачивания.

     Чаны для выщелачивания просачиванием делают круглой или прямоугольной формы.  Высота чана составляет 2—4 м, диаметр до 12—14 м и более в зависимости от масштабов производства. Прямоугольные чаны имеют длину до 25 и ширину до 15 м. Вместимость чанов по пескам достигает 800—900 т.

     Продолжительность обработки песка зависит от скорости просачивания, количества растворов и режима обработки, определяемых вещественным и гранулометрическим составом песка, а также от уровня механизации операций загрузки и выгрузки чана. На практике продолжительность полной обработки одной загрузки песка в среднем составляет 4-8 сут. При обработке плохо классифицированных песков длительность операции может возрастать до 10 и даже 14 сут. Продолжительность обработки песков – важный технико-экономический фактор, так как им определяются размеры и стоимость оборудования, производительность предприятия и стоимость обработки.

     Расход реагентов зависит от характера обрабатываемого материала и составляет 0,25—0,75 кг цианида и 1-2 кг извести на 1 т сухого песка.

     Выщелачивание просачиванием — несложный и дешевый способ цианирования. По сравнению с выщелачиванием перемешиванием он выгодно отличается простотой применяемого оборудования и малым расходом электроэнергии (отсутствуют энергоемкие операции тонкого измельчения и фильтрования). Недостатком этого способа является невысокое (обычно 70—80 %) извлечение золота и громоздкость оборудования, обусловленные необходимостью длительной обработки. В настоящее время этот способ иногда применяют для переработки бедных руд, когда затраты на тонкое измельчение руды не окупаются стоимостью дополнительно извлекаемого золота.

Цианирование перемешиванием.

Цианирование перемешиванием— значительно более эффективный процесс по сравнению с цианированием просачиванием. Это объясняется хорошим вскрытием выщелачиваемого золота (вследствие тонкого измельчения руды), благоприятными условиями диффузионного подвода ионов CN- и молекул растворенного кислорода к поверхности золотин (вследствие интенсивного перемешивания), и энергичным накислороживанием пульпы в процессе выщелачивания. Поэтому по скорости выщелачивания и полноте извлечения золота цианирование перемешиванием значительно превосходит цианирование просачиванием.

     Необходивая степень измельчения руды зависит от крупности золота. В некоторых случаях (при тонковкрапленном золоте) руду подвергают весьма тонкому измельчению до 0,074 и даже 0,043 мм. Но если характер вкрапленности золота не требует такого измельчения, то цианируют  пульпу с грубо измельченным материалом, например, до 0,3 мм.

   После измельчения получаемая пульпа (слив классификатора) сильно разжижена (Ж:Т=5: 1 и выше), поэтому для сокращения потребного объема гидрометаллургической аппаратуры ее предварительно сгущают.  Сгущенный продукт подвергают цианированию перемешиванием при

Ж : Т= (1-2) : 1. Золотосодержащий раствор отделяют декантацией или фильтрованием и направляют на осаждение золота. Хвосты после промывки идут в отвал.

    Тонкое измельчение руды и фильтрование иловой пульпы – энергоемкие операции. Поэтому цианирование перемешиванием требует значительно более высокого расхода энергии по сравнению с цианированием просачиванием и кучным выщелачиванием.

       Процесс ведут при концентрации NaCN, составляющей 0,01-0,1 % (чаще всего 0,02-0,05%) и концентрации СаО, равной 0,01—0,03% (рН 9—11).      

      Цианистые растворы не агрессивны, поэтому для изготовления оборудования применяют такие доступные материалы, как обычная углеродистая сталь, чугун и т. п.

Кучное выщелачивание.

      По своей сущности процесс кучного выщелачивания близок к процессу выщелачивания просачиванием. Он заключается в том, что руда, уложенная в виде штабеля (кучи) на специальном водонепроницаемом основании (площадке) орошается сверху цианистым раствором. При медленном просачивании раствора через слой руды происходит выщелачивание золота и серебра. Стекающий снизу раствор идет на осаждение благородных металлов. Как и выщелачивание просачиванием, кучное выщелачивание пригодно для переработки пористых проницаемых для цианистого раствора руд, а также таких руд, в которых золото сконцентрировано, в основном, на внутренней поверхности трещин и потому доступно действию цианистого раствора. Золото в руде должно быть достаточно мелкое.

      Обычно кучному выщелачиванию подвергают руду после

дробления до крупности 5—20 мм. Однако иногда выщелачивают и не дробленую руду с размером кусков до 100 мм и более. Присутствие глинистых веществ снижает проницаемость кучи, замедляет выщелачивание и уменьшает извлечение золота. В таких случаях рекомендуется предварительно окомковать руду с небольшой добавкой цемента, цианида и щелочи. [4]

Метод кучного выщелачивания золота оказался весь­ма эффективным для переработки крупных штабелей руды с содержанием зо­лота свыше 1 г/т - в Канаде, Южной Африке, США, Узбекистане (Мурунтау) и других странах. На карьерах используется мощная горнорудная техника, в цикле дробления задействованы высокопроизводительные дробильные уста­новки типа "БАРМАК" с самозатачивающимися ножами из твердосплавных материалов, позволяющие эффективно дробить руду до 10 мм и менее, кон­вейеры со стакерами, эффективное оборудование для гидрометаллургической переработки цианистых растворов. На основе полимерных материалов созда­ны разъемные коврики для основания кучи, используются установки для пря­мого подогрева растворов при эксплуатации куч в районах Крайнего Севера, используются системы отпугивания перелетных птиц.

В США практически все золотодобывающие предприятия оснащены полигонами КВ. При этом на 73% полигонов перерабатывается руда из карьеров, на 23 % - из отвалов. Экологическая и экономическая ситуация застав­ляет золоторудные компании перерабатывать руды в небольших по разме­рам, но мобильных штабелях: 50 % полигонов имеют штабели массой до 50 тыс. т руды и менее, причем в 22 % штабели имеют высоту от 0,9 до 1,8 м; в 30 % - от 2,1 до 3,6 м. Повсеместное распространение получил прием по­слойного формирования многослойных штабелей руды с предварительным рыхлением нижних этажей. Совершенствуется система ввода цианида натрия в руду, используется вариант выщелачивания золота в зимнее время [7].

Наибольшее внимание обращено на технологии, перспективные для перера­ботки руд с содержанием золота на уровне 1,5-2 г/т. В России эксплуатация таких руд (в том числе и в Забайкалье) сталкивается с серьезными технологи­ческими затруднениями, связанными с низким извлечением золота. Показательным примером переработки бедных золотосодержащих руд (0,9 г/т) может являться рудник Раунд Маунтин , где:

• используют 3-стадиальное дробление руды: первую стадию дроб­ления осуществляют в конусной дробилке, вторую - на двух конусных дробилках с получением материала крупностью +19 мм, третью - в четырех короткоконусных дробилках;
• в ряде случаев применяют пульсирующее орошение, при котором рас­твор реагента подают на штабель или отдельные его участки в течение 8-12 ч/сут, а остальное время руда "отдыхает". Раствор используют для орошения других участков. Этот режим позволил подвергнуть активному выщелачива­нию в два-три раза большее количество руды тем же самым объемом раство­ра выщелачивания, который потребовался бы при непрерывном орошении од­ного участка;
• с 1985 г внедрено орошение штабелей руды в зимнее время нагреты­ми растворами;
• руды с содержанием золота -0,2 г/т перерабатывают недробленые, поступающие прямо с карьера;
• используют площадки выщелачивания многоразового использования, цикл загрузки-выгрузки продолжается круглый год.

Разработанные мероприятия позволили увеличить извлечение золота на 10 % (до 73 - 75 %) при уменьшении содержания металла в руде на 7 %. За период с 1983 по 1991 гг. годовое производство золота возросло с 2558 до 7513 кг; фактические затраты на 1 г полученного золота снизились с 8,5 до 7,39 дол.; производительность по руде возросла с 10047 до 44343 т/сут; фак­тические затраты на 1 т руды, снизились с 6,91 до 4,67 дол. Высокие техно­логические параметры извлечения золота на руднике Раунд Маунтин достиг­нуты в результате внедрения научно-технических достижений.

Благодаря внедрению КВ золота Румыния вышла в Европе на 3 место по добыче этого драгоценного металла. [7]

В последнее время при КВ золота процесс рудоподготовки совершен­ствуется. С целью повышения скорости фильтрации, повышения извлечения золота и сокращения продолжительности выщелачивания руду после дроб­ления окомковывают с цементом, известью и цианидом натрия. Эффект окомкования руды при кучном выщелачивании золота общепризнан. Присутствие большого количества шламов тоньше 50 мкм в руде ухудшает фильтрацию, вызывает образование каналов или закупо­ренных зон внутри рудного штабеля, увеличивает продолжительность выще­лачивания и снижает степень извлечения золота. В ряде случаев глинистые фракции шлама могут полностью закупорить штабель, что сделает невоз­можным процесс кучного выщелачивания. При окомковании дробленой руды с цементом или с известью получают пористые рыхлые окатыши с однород­ными фильтрационными свойствами, способными выдержать нагрузку при укладке руды в штабель и в процессе его эксплуатации. В качестве связую­щего чаще используют цемент, который за счет обмена катионов натрия в глинистой составляющей руды на катион кальция (последний внедряется в структуру шламистых частиц) объединяет их, улучшает проницаемость, а за счет цементирующего действия упрочняет окатыши. Содержание влаги при окомковании руды не должно превышать 12 %. На предприятиях кучного выще­лачивания окомкование проводят в пределах изменения влажности до 16 %. В слу­чае, когда увлажнение производится раствором цианида вместо воды, период выщелачивания золота и серебра сокращается.

В последнее время разработан метод скоростного КВ, которые позволяет значительно повысить эффективность процесса [7].  Повышение эффективности извлечения золота из низкосортного рудного сырья, сокращение продолжительности процесса в 3-4 раза возможны при реализации способа скоростного КВ золота, включающего подачу раствора цианида в щелочной среде и аэрацию штабеля, отличающегося тем, что подачу раствора цианида ведут периодически 1-4 раза в сутки в “поршневом” режиме при образовании воздушно-порового пространства при высоте кучи до 3-5 м и плотности орошения 25-120 л/м² в течение 0,1-1,0 ч.

Сущность способа скоростного КВ золота из руд, хвостов и концентратов заключается в том, что подачу раствора ведут в «поршневом» режиме орошения периодически 1-4 раза в сутки при плотности орошения 0,05-0,12 м3/м2 в течение 0,1-1 ч, когда, в сравнении с капельным орошением, скорость фильтрации растворов увеличивалась в ≥20 раз, достигалась аэрация всего объема рудного материала, исключался вынос шламовой фракции. Установлено, что крупность дробления (-2 – -20 мм) и плотность орошения (0,05-0,5 м3/м2 сут) выступали как взаимосвязанные факторы интенсификации выщелачивания золота. При крупности дробления руды -2 мм достигнута степень выщелачивания золота 0,65 за 30 сут.

      Практическая значимость способа заключается в сокращении продолжительности выщелачивания золота с 85-160 суток до 15-30 суток, повышении степени выщелачивания золота с 65-75 % до 84-89 %, увеличении средней концентрации золота в продукционных  растворах с 0,2-0,6 мг/л до 4-16 мг/л, вовлечении в  переработку забалансовой руды и хвостов цианирования, в снижении продолжительности орошения и выбросов цианида натрия на 2 порядка,  предупреждении сбросов токсичных растворов в водоемы и повышении устойчивости работы установки KB золота. Разработанная скоростная технология KB золота  адаптирована для эффективной отработки окисленных и полуокисленных бедных золоторудных месторождений Забайкальского края и других регионов РФ. [7].

Выделение золота из цианистых растворов.

      После выщелачивания, очевидно, необходимо извлечь золото из раствора. К основным методам извлечения относятся цементация (цинком, алюминием), адсорбция (ионный обмен, сорбция активными углями) и экстракция.

     С начала развития цианистого процесса и до последнего времени основным и практически единственным методом осаждения благородных металлов из цианистых растворов была цементация цинком. В настоящее время этот метод сохраняет ведущее место в практике золотоизвлекателъной промышленности. Однако в последние годы все шире распространяется сорбционный метод, основанный на применении ионнообменных смол и активных углей. Возможности его весьма высоки, и следует ожидать, что со

временем его роль значительно возрастет. [4].

Цементация цинком.

В ряду напряжений металлов в цианистых растворах  потенциал цинка

(-1,22 В) более отрицателен, чем потенциал золота (- 0,611 В) [2].

Поэтому металлический цинк легко вытесняет благородные металлы из цианистых растворов:

2Au(CN)₂^- + Zn = 2Au + Zn (CN)₄^2-

     Теоретический расход цинка на осаждение золота по реакции  составляет 0,19 г на 1 г Au. Практически же вследствие окисления цинка по побочным реакциям  его расход в десятки раз выше.

      Для ускорения цементации применимы все методы, способствующие возрастанию скорости диффузии – увеличение катодной поверхности, интенсивное перемешивание, повышение температуры.

      На практике для повышения скорости осаждения широко используют прием, заключающийся в увеличении катодной поверхности предварительным освинцовыванием металлического цинка. Для этого металлический цинк обрабатывают раствором какой-либо растворимой соли свинца (уксусно- или азотнокислой). На поверхности цинка образуется рыхлый губчатый осадок металлического свинца, имеющий очень большую удельную поверхность. Применение такого освинцованного цинка значительно ускоряет процесс осаждения. Очевидно также, что повышению катодной поверхности способствует применение металлического цинка в виде тонкодисперсного порошка (пыли).

    Интенсивное перемешивание дает при цементации двоякий эффект. С одной стороны, оно приводит к увеличению предельного тока восстановления золота  и, следовательно, ускорению его осаждения; с другой – одновременно возрастает предельный ток восстановления кислорода, вследствие чего увеличивается бесполезный расход цинка. Кроме того, при интенсивном перемешивании существует опасность отрыва пленок вытесненного золота от частиц металлического цинка. При отсутствии контакта золота с цинком стационарный потенциал поверхности золота сдвинется в положительную сторону (в результате поляризации растворенным кислородом), и начнется обратное растворение вытесненного металла.

      Поэтому на практике цианистые растворы перед осаждением из них благородных металлов в большинстве случаев подвергают операции деаэрации (обескислороживанию), а само осаждение осуществляется просачиванием обескислороженного раствора через слой дисперсного цинка. Это обеспечивает достаточно высокую скорость диффузии анионов Au(CN)₂^- к поверхности цинка, и в то же время, благодаря сохранению структуры цементного осадка и отсутствию кислорода, сводится к минимуму возможность обратного растворения золота и сокращается расход цинка. Кроме того, в методе просачивания наиболее богатый по благородным металлам раствор соприкасается с наименее активным (отработанным) цинком, а раствор, все более обедняющийся по мере просачивания, вступает в контакт со все более свежим осадителем, т.е. осуществляется принцип противотока. В результате дополнительно увеличиваются скорость и глубина осаждения.

На основании сказанного оптимальными условиями осаждения благородных металлов являются:

1) предварительная деаэрация растворов;

2) применение металлического цинка с высокоразвитой поверхностью;

3) освинцовывание цинка;

4) достаточная, но не чрезмерно высокая концентрация растворов по цианиду и щелочи;

5) ведение процесса методом просачивания.

    Растворы, поступающие на осаждение цинком, должны быть абсолютно прозрачны, так как взвешенные частицы, оседая на поверхности цинка, предотвращают его контакт с раствором и препятствуют осаждению золота.    

    Кроме того, взвешенные частицы загрязняют золотой осадок, что усложняет его последующую обработку. Поэтому золото-содержащие растворы, выходящие из сгустителей и фильтров и содержащие некоторое количество топких взвешенных частиц, подвергают осветлению.

    Для осветления растворов применяют песковые фильтры, рамные вакуум-фильтры, рамные фильтрпрессы, мешочные фильтры и т. д. [4].

    Из цианистых растворов золото осаждают с помощью цинковой пыли. Этот способ применяют на большинстве золотоизвлекательных предприятий, использующих цианистый процесс; он заключается в том, что осветленный

золотосодержащий раствор подвергают деаэрации, смешивают с цинковой пылью и уксуснокислым свинцом и фильтруют для отделения золото-цинкового осадка при одновременном осаждении золота. Вследствие большой поверхности освинцованной цинковой пыли процесс цементации протекает с высокой скоростью и полнотой, при этом основная масса золота осаждается во время просачивания раствора через слой кека, находящийся на поверхности фильтра.

     При небольшом содержании золота в растворе расход цинковой пыли составляет обычно 15-25 г на 1 т раствора; в случае богатых растворов он повышается до 40-50 г на 1 т раствора. Расход свинцовых солей составляет

примерно 10—30 % расхода пыли.   Степень  осаждения  золота  достигает

99,5-99,9%, концентрация золота в обеззолоченных растворах не превышает 0,02-0,03 г/м3. [4].

      После извлечения золота из раствора проводят обработку осадка. 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.

Адсорбционные методы.

     Сорбцию благородных металлов ионообменными смолами можно осуществлять как из осветленных цианистых растворов, так и непосредственно из пульп в процессе цианирования.

     Первый способ предполагает извлечение золота из руды обычными приемами цианирования с тем лишь отличием, что осаждение золота из цианистого раствора осуществляют не цементацией металлическим цинком, а сорбцией его ионообменной смолой. Однако вследствие высокой стоимости ионитов этот способ не может конкурировать с более дешевым и хорошо освоенным способом осаждения цинком.

    Второй способ состоит в том, что в контакт с ионообменной смолой приводят не осветленный золотосодержащий раствор, а непосредственно пульпу в процессе цианирования. Растворяясь в цианистом растворе, благородные металлы переходят в жидкую фазу пульпы и, одновременно, сорбируются ионитом. Вследствие совмещения операций выщелачивания и сорбции этот процесс называется сорбционным выщелачиванием.

     После окончания выщелачивания и сорбции смолу отделяют, а обеззолоченную пульпу направляют в отвал. Для выделения смолы из пульпы используют то, что частицы сорбента имеют значительно больший размер (гранулы диаметром от 0,5 до 2 мм) по сравнению с частицами из-

мельченной руды. Пульпу пропускают через грохот, размеры ячейки которого больше, чем рудных частиц, и меньше, чем размер частиц ионита. Крупные частицы смолы задерживаются сеткой, а мелкие рудные частицы вместе с раствором проходят сквозь нее.

     Насыщенный золотом ионит регенерируют десорбцией золота и примесей и вновь направляют на сорбционное выщелачивание.

     Сорбция из пульпы позволяет устранить из технологической схемы золотоизвлекательной фабрики громоздкую и дорогостоящую операцию фильтрации и промывки пульпы после цианирования, что является одним из важнейших достоинств этого метода. Другое достоинство состоит в том, что во многих случаях он обеспечивает значительно более высокое извлечение золота. Это связано с тем, что введение ионита в цианируемую пульпу резко снижает концентрацию золота в растворе и, следовательно, сорбцию его природными сорбентами (углистыми веществами, тончайшими частицами глинистых минералов), часто присутствующими в золотосодержащих рудах. В отдельных случаях повышение извлечения золота может достигать 10-20%.

     Сорбционные методы – относительно новые и постоянно совершенствуются. Их применяют не только для извлечения золота, но и для очистки сточных вод.

     В настоящее время основные методы очистки цианидсодержащих сточных вод используют окислительные процессы (щелочное хлорирование, INCO-процесс (окисление смесью воздуха и диоксида серы), электрохимические методы). Все они являются деструктивными по отношению к цианидам и не позволяют провести селективное извлечение и утилизацию металлов в виде отдельных компонентов. При использовании хлорирования, INCO-процесса возникают дополнительные экологические проблемы.

    Из утилизационных методов ионный обмен начинают успешно применять при очистке цианидсодержащих сточных вод  золотоизвлекательных фабрик, сливов сгустителей флотационных обогатительных фабрик и гальванических цехов. Необходимо отметить, что возможности ионообменной сорбции для очистки и регенерации технологических растворов и извлечения ценных металлов далеко не исчерпаны. Можно ожидать, что с созданием мало- и безотходных технологий, включающих регенерацию отработанных растворов и утилизацию их компонентов, область применения хорошо освоенной ионообменной сорбции будет значительно расширена, включая создание локальных установок с применением ионитов, которые могут быть включены в действующие технологические схемы.

    В качестве примера можно упомянуть результаты исследований закономерностей сорбции и регенерации ионита ВП-102 при переработке золото-серебросодержащих растворов с целью создания технологии извлечения благородных металлов и сопутствующих элементов (Cu, Zn) из технологических растворов сливов сгустителей ЗСК (Зыряновский свинцовый комбинат). [8]. Изучение сорбции проведено на модельных золотосодержащих растворах,  близких по составу к сливам сгустителей ЗСК, а также непосредственно на сливах сгустителей ЗСК. Регенерацию ионита была изучена после его насыщения из реальных производственных растворов. Исходные модельные растворы имели следующий состав, мг/л: раствор № 1- Au-1,0,  KCN - 500; раствор № 2-Au-0,88, Сu - 455, Zn - 50, KCN - 500.

     Из полученных данных по кинетике сорбции следует, что продолжительность контакта до достижения равновесного насыщения не содержащего примесей раствора с ионитом ВП-102 составляет 6-8 час. При сорбции золота из раствора сложного состава, содержащего значительные количества меди и цинка (раствор № 2), емкость ионита по золоту существенно ниже, чем в случае сорбции из монокомпонентного раствора, а необходимая продолжительность контакта возрастает до 16-18 часов. Тем не менее, и в этом случае общий ход равновесной кривой и значение емкости анионита ВП-102, полученные при сорбции в равновесных условиях из растворов различных концентраций, позволяет сделать вывод о том, что сорбция золота на ионите ВП-102 проходит эффективно даже при наличии примесей, концентрация которых в сотни раз превышает концентрацию золота.

     Из приведенных в диссертации [8] данных следует, что сорбция золота в исследованных условиях протекает достаточно эффективно. При работе с растворами, содержащими 0,55мг/л золота проскок наступает после пропускания 1600 объемов раствора, то есть после 1600час. (более 66 сут.) работы, а для растворов, содержащих 1,4мг/л  золота после пропускания 900 объемов раствора, то есть после 900час. (более 37сут.) работы. При этом средняя емкость ионита ВП-102 по золоту составила 3,0 и 4,2мг/г, а максимальная - 5,9 и 12,3мг/г для растворов с содержанием золота 0,55 и 1,4мг/л, соответственно. Анализ данных по содержанию элементов-примесей (Fe, Cu, Zn, Ni) в анионите показывает, что емкость сорбента по железу, цинку и никелю изменяется незначительно по мере насыщения сорбента, а емкость по меди снижается с. насыщением сорбента другими элементами. Особенно это характерно для раствора (№2) с высоким содержанием меди (160,0мг/л) - емкость анионита по меди снижается с 18,4 до 10,5мг/г при изменении емкости по золоту с 0,01 до 12,3мг/г. Это свидетельствует о вытеснении меди с анионита цианокомплексами золота.

     Актуальным является внедрение эффективных ионообменных смол и создание (или усовершенствование) на их основе альтернативной технологии регенерации драгоценных и цветных металлов из отработанных растворов различных производств. [8].

 Список литературы.

1. Химическая Энциклопедия в 5 томах, гл. ред. И.Л. Кнунянц,

Издательство «Советская Энциклопедия» Москва 1990.   

2. Справочник по электрохимии / Под ред. А. М. Сухотина.

Л.: Химия, 1981. – 488 с., ил.

3. Лурье Ю.Ю.

Справочник по аналитической химии: справ. изд. – 6-е изд., перераб. и доп. – М.: Химия, 1989 – 448 с.: ил.

4. Металлургия благородных металлов.   Учебник для вузов /Масленицкий И. Н., Чугаев Л. В., Борбат В. Ф. и др./Под редакцией Чугаева Л. В.— 2-е изд., перераб. и доп. — М.: Металлургия, 1987, 432 с.

5. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов.

-М.: Металлургиздат. 1943.

6. В. В. Лодейщиков. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: В 2х томах. – Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999.

Т.2. 452 с. Табл.45, Ил.107, Прил.3, Библиогр.879 назв.

7. Рубцов Ю. И.

РАЗРАБОТКА И НАУЧНОЕ ОБОСНОВАНИЕ РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩЕЙ ЦИАНИДНОИ ТЕХНОЛОГИИ СКОРОСТНОГО КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ СКАЛЬНЫХ КВАРЦЕВЫХ РУД.

Специальность 25.00.22 – Геотехнология (подземная, открытая и строительная), Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук.  Чита 2012.

8. Щеглов М. Ю.

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦИАНИДНЫХ КОМПЛЕКСОВ МЕДИ, ЦИНКА И ЗОЛОТА ИЗ РАСТВОРОВ ГАЛЬВАНИЧЕСКИХ И ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПРОИЗВОДСТВ С ПРИМЕНИТИЕМ ИОНИТОВ АМпор. И ВП-102.

АВТОРЕФЕРАТ диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук, Москва 1998 г.