Металлургия благородных металлов (основные элементы технологии производства золота из минерального сырья)

МЕТАЛЛУРГИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ (ОСНОВНЫЕ ЭЛЕМЕНТЫ ТЕХНОЛОГИИ ПРОИЗВОДСТВА ЗОЛОТА ИЗ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ) Рассматриваемые вопросы 1. Свойства и применение благородных металлов. Сырье для производства благородных металлов. 2. Способы подготовки минерального золотосодержащего сырья к цианированию. 3. Суть процесса цианирования. Особенности процесса для переработки минерального сырья различного вещественного состава. Технологическая практика цианирования. 4. Способы выделения золота из растворов цианирования. Общие сведения о свойствах и применении благородных металлов К благородным металлам относятся золото, серебро и шесть металлов платиновой группы, – платина, палладий, осмий, иридий, рутений и родий. Золото, серебро и платина известны и потребляются человеком с глубокой древности, хотя платина как элемент была исследована только в 1782 г. Остальные благородные металлы были открыты в XVIII– XIX вв. Благородные металлы по сравнению с другими металлами имеют более высокую химическую устойчивость в различных средах и в первую очередь в отношении образования кислородных соединений. Несмотря на малое распространение в природе и сравнительно высокую стоимость, благородные металлы и их сплавы имеют широкое применение в современной технике и в быту. Это связано с разнообразием их физико-химических и механических свойств.' В Периодической системе элементов Д. И. Менделеева золото и серебро размещаются в I группе, а платиноиды – в VIII, образуя вместе с железом, кобальтом и никелем три триады (Fe, Ru, Os; Со, Rh; Ir; N1, Pd, Pt). Все благородные металлы являются переходными элементами и в периодической системе расположены последовательно двумя рядами в 5-м и 6-м периодах с № 44 по 47 (Ru, Rh, Pd, Ag) и с № 76 по 79 (Os, Ir, Pt, Au). Золото и серебро являются сравнительно легкоплавкими металлами. Этим двум металлам свойственна высокая пластичность. Теплопроводность и электропроводность серебра выше, чем у всех других веществ, а золото по этим характеристикам занимает третье место после серебра и меди. Для металлов платиновой группы характерны высокие температуры плавления и кипения, высокие механические свойства и, в первую очередь, твердость. Так, осмий, иридий и рутений по твердости близки к закаленной стали. Для благородных металлов характерна высокая стойкость по отношению к химическим реактивам. В порядке возрастания химической устойчивости благородные металлы могут быть расположены в следующем порядке: серебро, палладий и осмий (наименее устойчивы), платина и золото (устойчивы), рутений и родий (весьма устойчивы) и иридий (наиболее устойчив). Золото растворяется только в царской водке (смесь азотной и соляной кислот в объемном соотношении 1 : 3 ) и в растворах цианистого калия. Серебро легко растворяется в концентрированной азотной и горячей серной кислотах. По отношению к сильным щелочам золото и серебро устойчивы. Все их химические соединения легко восстанавливаются до металла. Характерной особенностью всех благородных металлов является их склонность к образованию при растворении комплексных соединений. Из благородных металлов и сплавов изготавливают припои, электроконтакты, термосопротивления, термопары, фильеры для искусственного волокна, постоянные магниты, нагреватели лабораторных печей, химическую посуду, антикоррозионные покрытия на других металлах, медицинский инструмент, катализаторы, ювелирные, наградные и другие изделия промышленного и бытового назначения. Широкое распространение получило использование благородных металлов для производства различных соединений, применяемых в химической промышленности и фармакологии. Сырье для получения золота и способы его переработки Источниками получения металлического золота являются собственно золотые руды, полиметаллические сульфидные руды и вторичное сырье – промышленный и бытовой золотосодержащий лом и отходы. Золотосодержащие месторождения разделяются на два вида: россыпные, в которых золото присутствует в свободном виде среди обломочных рыхлых отложений (песков), и коренные, которые содержат золото, в свободном или связанном состоянии в твердых кристаллических породах. В полиметаллических рудах носителями золота служат многие сульфидные минералы, особенно такие, как пирит, халькопирит и галенит. Основная масса золота в природе находится в виде самородков (золотин), различных по размерам, форме и составу. Чаще всего крупность золотин не превышает 100 мкм. Содержание золота в рудах колеблется в широких пределах, оставаясь при этом сравнительно низким. По этой причине содержание благородных металлов в рудах обычно выражают в граммах металла на тонну рудной массы. Современный рентабельный минимум содержания золота в россыпных рудах, разрабатываемых открытым способом, составляет около 0,15 г/т, что связано с простотой и дешевизной разработки россыпей. Для коренных 2 месторождений в зависимости от состава руды и характера ее залегания рентабельный минимум находится в пределах 3–5 г/т. Обычно золотосодержащие руды содержат 5–15 г/т золота; редко в богатых месторождениях его содержание доходит до сотен граммов на тонну. Для выделения самородного золота применяют методы гравитационного обогащения, основанные на значительном различии плотностей природных сплавов золота (около 17000 кг/м3) и вмещающей породы 2600–5000 кг/м3). В современной промышленной практике гравитацию используют как способ предварительного обогащения руд. В современной золотоизвлекательной промышленности всего мира основным способом извлечения золота из руд является цианирование, которое получило промышленное, применение во второй половине XIX в. в результате научных разработок выдающегося русского ученого П. Р. Багратиона. Подготовка упорных руд и концентратов к цианированию (кондиционирование) Для кондиционирования золотосодержащих упорных руд, в основном арсенопиритных, разработаны различные методы. Наиболее широко используют биологическое окисление и окислительную обработку под давлением. На части предприятий продолжают применять традиционный окислительный обжиг. Наибольшее внимание уделяется переработке углистых руд и гравитационных концентратов. Это обусловлено выявлением значительных запасов руд, содержащих природные сорбенты золота и серебра, а также невозможностью применения цианистого процесса в традиционном исполнении для растворения крупного золота, содержащегося в гравитационных концентратах. Окислительный обжиг Окислительный одно- и двухстадиальный обжиг имеет целью разложение сульфидных минералов в условиях высоких температур в присутствии в качестве реагента-окислителя кислорода воздуха. В результате обжига достигается высокая степень разложения сульфидных минералов с выделением серы и мышьяка в виде газообразных соединений – сернистого газа и оксида мышьяка. При этом железо и цветные металлы в огарке присутствуют в виде соответствующих оксидов, характеризующихся пористой структурой. Достижение высокой степени десульфуризации перерабатываемого сырья представляется весьма сложной задачей по причине местного перегрева 3 минеральных зерен и образования легкоплавких эвтектик пирротина и магнетита. Из практики известно, что извлечение золота из огарков окислительного обжига в цианистые среды не превышает 80–85 %. Последнее обусловлено неэффективностью подготовки сырья к выщелачиванию. Окисление пирита начинается при температуре 450–500° С. Процесс протекает с образованием в качестве промежуточного продукта пирротина FeS2 + О2 = FeS + SO2, (1) который окисляется до магнетита 3FeS + 5O2 = Fе3O4 + 3SO2 (2) и далее до гематита 2Fе3О4 + ½О2= 3Fе2О3. (3) При температурах выше 600 °С окислению пирита предшествует его диссоциация с образованием пирротина 2FeS2= 2FeS + S2, (4) который затем окисляется также до гематита. Поведение арсенопирита при окислительном обжиге во многом аналогично поведению пирита. Интенсивное окисление арсенопирита начинается при температуре примерно 450° С и протекает с образованием в качестве промежуточных продуктов пирротина и магнетита: 2FeAsS + 1,5O2= 2FeS + As2O3 (газ), (5) 3FeS + 5O2 = Fе3O4 + 3SO2, (6) 2Fе3O4 + 0,5O2= ЗFе2О3. (7) При температурах выше 600° С окислению арсенопирита предшествует его диссоциация: 4FeAsS = 4 FeS + As4 (газ). (8) Газообразный мышьяк окисляется до трехокиси As4 + 3O2= 2Аs2О3, а пирротин –до гематита. Образующаяся трехокись мышьяка обладает высокой летучестью. Однако при избытке кислорода трехокись мышьяка может окислиться до пятиокиси: Аs2О3 + О2 == As2O5. (9) В зависимости от условий обжига и вещественного состава обжигаемого материала пятиокись мышьяка может оставаться в огарке в неизменном состоянии или вступать во взаимодействие с окислами железа, образуя арсенаты двух- и трехвалентного железа Fe3(AsO4))2 и FeAsO4. Так как пятиокись мышьяка и арсенаты железа практически нелетучи, мышьяк, окисленный до пятивалентного состояния, полностью остается в огарке. В связи с этим при обжиге концентратов, содержащих арсенопирит, мышьяк необходимо переводить в газовую фазу. С этой целью обжиг 4 мышьяковистых концентратов следует проводить в слабоокислительной атмосфере, что способствует образованию летучей трехокиси и сводит к минимуму окисление мышьяка до пятивалентного состояния. Таким образом, наличие в исходном концентрате мышьяка, представленного арсенопиритом, требует осуществления обжига в две стадии: − низкотемпературного обжига (400–450 °С) в слабоокислительной атмосфере с отгонкой соединения трехвалентного мышьяка (As2O3); − высокотемпературного окислительного обжига (700–750 °С) с разложением пирита, пирротина и других сульфидов. Наиболее рациональным путем окисления золотомышьяковых концентратов является двухстадиальный обжиг. Первая стадия обжига, проводимая в условиях ограниченного доступа воздуха, имеет целью перевод мышьяка в виде Аs2О3 в газовую фазу. Полученный огарок поступает на вторую стадию, где при значительном избытке кислорода происходит окисление сульфидной серы. Такой двухстадиальный обжиг позволяет получить благоприятный для цианирования пористый огарок с невысоким содержанием сульфидной серы и мышьяка. Благодаря своим преимуществам двухстадиальный обжиг находит применение в практике золотоизвлекательных фабрик, перерабатывающих золотомышьяковые концентраты. Существенным недостатком такой организации процесса является трудность выделения из газовой фазы токсичных соединений мышьяка. Образующиеся твердые продукты являются воднорастворимыми, что существенно затрудняет технологический процесс с экологической точки зрения. В связи с указанным, предложены варианты двухстадийного обжига пирит-арсенопиритных концентратов, когда на первой стадии создается восстановительная атмосфера. При этом протекают реакции 2As2O3+6C→As4+6СO2 (10) 2As2O3+6CO→As4+6СO2 (11) Кроме того возможен высокотемпературный диссоциирующий обжиг арсенопиритного концентрата, который приводит к отгонке элементного мышьяка в условиях температур 450–650 °С и при создании разряжения газовой фазы в реакционной системе: 12FeAsS→2,5 As4+As2+12FeS (12) При указанных подходах к организации первой стадии, вторая стадия протекает в описанных выше условиях. В результате продуктами обжига являются элементные мышьяк и сера на первой стадии, и газовая фаза, содержащая сернистый ангидрид, на второй стадии. Показатели окислительного обжига зависят от целого ряда параметров, 5 из которых наиболее важна температура. При недостаточно высокой температуре обжига (ниже 500° С) скорость окислительных реакций невелика. С повышением температуры обжига окисление пирита протекает быстрее и полнее. Однако при температурах, превышающих 900–950° С, возможно частичное оплавление огарка. Существенно на показатели обжига влияет концентрация кислорода в газовой фазе. При низкой концентрации кислорода скорость окисления пирита снижается. Однако, при чрезмерно высокой концентрации кислорода скорость процесса может стать настолько высокой, что температура обжигаемых зерен превысит 900–950° С. В результате этого огарок оплавляется и структура его будет недостаточно пористой. Для получения пористого огарка скорость окислительных реакций необходимо регулировать таким образом, чтобы температура частиц при обжиге не превышала 900–950° С. Чтобы достигнуть этого, надо уменьшить количество воздуха, подаваемого в печь, или снизить концентрацию кислорода в газовой фазе. Положительное влияние на процессы теплообмена в обжиговом агрегате оказывает организация перемешивания концентратов. Это позволяет поддерживать оптимальную температуру материала в печи без соответствующего уменьшения скорости обжига. Проведение же процесса в печах кипящего слоя, где вследствие интенсивного перемешивания условия теплообмена исключительно благоприятны, позволяет значительно точнее выдерживать температурный режим обжига, не допуская оплавления огарка. Обжиг концентратов в печах кипящего слоя сопровождается большим уносом пыли (40–50% исходного материала). Поэтому тщательная очистка газов от пыли – одна из центральных проблем. Применение одних циклонов часто не дает необходимой степени очистки газов. В этих случаях систему пылеулавливания дополняют электрофильтрами. На некоторых предприятиях практикуют извлечение из газов трехокиси мышьяка. С этой целью отходящие из печи газы тщательно очищают от пыли и охлаждают, сконденсированные трехокись мышьяка или элементный мышьяк в виде тонкого порошка улавливают в мешочных фильтрах. Основными преимуществами печей кипящего слоя являются: 1) большая удельная производительность, составляющая около 5 т/(м2 -сутки); 2) более высокое качество получаемых огарков, обусловленное возможностью точного регулирования температурного и кислородного режимов обжига. 6 Рис. 1. Схема печи кипящего слоя: 1 – реакционная камера; 2 – воздушная камера; 3 – воздухораспределительная подина; 4 – форкамера; 5 – кипящий слой; 6 – порог; 7 – теплообменник. Некоторые руды можно окислять обжигом всего на 40-50 % и при этом достигать оптимального раскрытия золота. Во многих случаях наличие природного углерода в рудах создает проблемы при обжиге, так как высокая температура, необходимая для выжигания углерода, приводит к спеканию; в результате огарок имеет малую пористость. Обжиг таких руд оправдан, если его целью является ликвидация всего углерода. Автоклавное окислительное выщелачивание Развитие этого способа кондиционирования упорных руд обусловлено двумя причинами: установлением новых норм ПДК на содержание диоксида серы и триоксида мышьяка в атмосфере и большим извлечением золота (по сравнению с обжигом) при последующем цианировании. В условиях автоклавного окисления 60 - 95 % железа переводится в форму основного сульфата или в виде ярозита. Значительная часть мышьяка переосаждается в виде стабильного арсената железа FeAsО4. В применении к золотосодержащему сырью, интересны два возможных варианта такого рода технологии. - автоклавное вскрытие (окисление) сульфидов с сохранением золота и серебра в нерастворенном остатке, из которого их легко извлечь 7 цианированием или амальгамацией. - автоклавное кислородно-аммиачное выщелачивание, в котором процесс вскрытия золотосодержащих сульфидов совмещен во времени и аппаратуре с процессом растворения золота. Разложение сульфидов под давлением кислорода может осуществляться в водной, щелочной (NaOH) и кислой (H2SO4) среде. Сущность автоклавно-кислородного процесса в водной или кислой среде заключается в следующем Пульпу, содержащую сульфиды, нагревают в автоклаве до температуры 120–130° С под давлением воздуха или кислорода, превосходящем упругость пара растворов. Сульфиды окисляются с образованием сульфатов, арсенатов, серной и мышьяковой кислоты и элементарной серы. Установлено, что образованию элементарной серы по реакции: FeS2 + 2О2 = FeSО4 + S° (13) Способствует высокая кислотность (выщелачивание в кислых средах) и низкие температуры. Напротив, низкая кислотность (выщелачивание в водной среде) и высокие температуры приводят в основном к образованию серной кислоты: 2FeS2 + 7О2 + 2Н2О = 2FeSО4 + 2H2SО4. (14) Дополнительной причиной образования элементарной серы может явиться взаимодействие пирита с возможным продуктом его окисления – сульфатом трехвалентного железа: FeS2 + Fe2 (SО4)3 = 3FeSО4 + 2S°. (15) Оптимальными условиями автоклавного окисления пирита считают температуру 200° С и давление кислорода 3,2 МПа. Процесс окисления пирротина FenSn+1 в водных растворах протекает в значительно более мягких условиях. Полное окисление его достигается уже при температуре 110–115° С и парциальном давлении кислорода до 1 МПа. При этом конечным продуктом реакции может быть элементарная сера и окись железа: 4FenSn+1 + 3nО2 = 2n Fe2O3 + 4 (n + 1) S°. (16) При окислении троилита FeS выход элементарной серы в сильнокислой среде может достигать 90%: FeS + 3О2 = 2 Fe2O3 + 4S°. (17) Арсенопирит довольно энергично окисляется при температуре 150° С. В 8 отличие от других окисление арсенопирита сопровождается образованием, наряду с отмеченными продуктами, мышьяковой кислоты H3AsО4. Выделяющиеся сульфаты железа могут взаимодействовать с мышьяковой кислотой с образованием нерастворимых арсенатов железа. Таким образом, при температуре 130–340° С и давлении кислорода, превышающем упругость паров раствора, часть мышьяка и большая часть железа переходят в нерастворимую форму и остаются в твердом остатке. Одновременно ценные металлы и, в частности, золото, первоначально физически и химически ассоциированные с железистыми сульфидами, вскрываются, т. е. становятся доступными воздействию растворителя (цианида). Следует подчеркнуть, что образование элементарной серы при осуществлении автоклавно-кислородного процесса вскрытия золотосодержащих сульфидов в водной и сернокислой средах – один из основных факторов, снижающих эффективность этого метода. Ведение процесса выше 120° С (что необходимо для полного разложения пирита и арсенопирита), неизбежно связано с расплавлением элементарной серы, температура плавления которой для моноклинной модификации 119° С и ромбической модификации – 112° С. Расплавленная сера покрывает поверхность зерен сульфидов, препятствуя их дальнейшему окислению. В результате этого, снижается степень разложения сульфидов, и следовательно, степень вскрытия золота, связанного с ним. Отмеченные выше недостатки автоклавно-кислородного вскрытия сульфидов в значительной мере устраняются при осуществлении процесса в щелочных растворах (например, NaOH). Установлено, что кеки щелочного разложения золотосодержащих сульфидов благоприятный материал для цианирования, вследствие достижения полного вскрытия металла, разрушения пленок на золотинах, а также полного перевода мышьяка в щелочной раствор в виде арсената натрия Na3AsО4. Таким образом, данный процесс можно рассматривать как гидрометаллургическую селекцию золота и мышьяка в коллективных мышьяковопиритных концентратах. Полученный раствор арсената натрия можно использовать для извлечения мышьяка в товарную продукцию, например арсенат кальция, с одновременной регенерацией щелочи, связанной в арсенате натрия: 2Na3AsО4 + 3Са(ОН)2 = Са3(AsO4)2 + 6NaOH. (18) 9 Отрицательный момент автоклавнощелочного выщелачивания – весьма высокий расход щелочи (до 820 кг NaOH на 1 т концентрата), значительная часть которой связывается в прочный сульфат Na2SО4 и не регенерируется простыми способами. Одна из разновидностей автоклавнощелочного процесса – аммиачное выщелачивание. Установлено, что в избытке аммиака простые сульфиды тяжелых металлов дают растворимые (сульфаты) или нерастворимые (гидраты окислов) соединения. Сложные сульфиды (арсенопирит, халькопирит), окисляясь кислородом, распадаются на составные части, одни из которых растворяются в аммиаке (медь, никель), а другие образуют нерастворимые соединения (железо). Важными технологическими параметрами контроля за процессом являются температура, парциальное давление кислорода, время выдержки в автоклаве и окислительно-восстановительный (редокс) потенциал. Первые 3 параметра влияют на скорость окисления сульфидов, в то время как редокс-потенциал используют для определения степени окисления. Температура в автоклавах поддерживается на уровне от 180 до 225 °С, а парциальное давление кислорода от 200 до 550 кПа. При этих условиях время нахождения в автоклаве составляет 1–2 ч для пиритных и арсенопиритных упорных руд и концентратов. Рис. 2. Четырехсекционный горизонтальный автоклав, футерованный кирпичом и свинцом: 1 – перемешивающее устройство; 2 – перегородка между секциями; 3 – погружная труба; 4 – блок обслуживания; 5 – люки; 6 – двигатель; 7 – вал мешалки 10 Бактериальное выщелачивание В 30-х гг. XX в. американские микробиологи заметили, что окисление железа в кислых рудничных водах идет более интенсивно и предположили, что этот процесс связан с деятельностью какого-то вида микроорганизмов. Этот вид серобактерий, способных окислять двухвалентное железо, был обнаружен впервые в кислых водах битуминозных угольных шахт США, а затем в кислых водах медного карьера Биндхэм (шт. Юта, США). Эти же бактерии впоследствии были обнаружены на руднике Рио-Тинто в Испании. После изучения свойств микроорганизмов, способных окислять не только двухвалентное железо, но и тиосульфат и серу, они были отнесены к роду Thiobacillus, а по способности окислять железо (II) получили название Thiobacillus ferrooxidans (Т. ferrooxidans – тионовые железоокисляющие) по аналогии с известными бактериями Thiobacillus thiooxidans (тионовые сероокисляющие). Эти тионовые микроорганизмы являются аэробами, т. е. способными жить и развиваться только при наличии свободного кислорода. Для жизнедеятельности они используют энергию реакций окисления, протекающих с поглощением свободного кислорода, и обладают окислительным типом обмена веществ (метаболизма). Наиболее важными свойствами тионовых микроорганизмов с точки зрения гидрометаллургических процессов является их способность принимать участие в окислении сульфидных минералов и регенерации химических окислителей. Получаемая при окислении энергия используется бактериями для ассимиляции углерода и построения клеточного тела. Рис. 3 Строение клетки Т. ferrooxidans: 1 – слизистая капсула; 2 – клеточная защитная стенка; 3 – мезосомы (внутренние мембраны); 4 – клеточная (внешняя) мембрана; 5– цитоплазма; 6– нуклеоид; 7 – рибосома; 8 – жгутик Наиболее легко используемым источником энергии для железоокисляющих бактерий является железо (II), которое в кислой среде окисляется: 11 По современным представлениям окисление сульфидного минерала осуществляется совокупностью прямого и косвенного механизмами окисления. Механизм прямого окисления: бактерии напрямую окисляют минерал биологически без необходимости для содержащих трехвалентное железо или железистых ионов: арсенопирит: 2FeAsS+7O2+H2SO4+2H2О2Н3AsO4+Fe2(SO4)3 (19) пирит: 4FeS2+15O2+2H2ОFe2(SO4)3+2H2SO4 (20) Косвенный механизм: бактерии окисляют ионы двухвалентного железа в растворе до ионов трехвалентного железа, и ионы трехвалентного железа выщелачивают минерал: образование трехвалентного железа: 4FeSO4+2H2SO4+O22Fe 2(SO4)3+2H2O (21) химическое выщелачивание ионами Fe3+: FeS2+Fe2(SO4)33FeSO4+2S (22) кислотное растворение карбоната: 2CaCO3+2H2SO42CaSO 4.·5H2O+2CO2+H2O (23) Кроме источников энергии, бактериям для развития необходимы азот и фосфор, которые они получают из питательной среды и от которых зависят их активность и скорость окисления железа. Оптимальным рН для развития бактерий считается 1,7–2,4, оптимальной температурой для развития и жизнедеятельности микроорганизмов считается 28–30 °С. Скорость биологического окисления зависит от типа сульфидных минералов. Так, например, арсенопирит окисляется бактериями быстрее, чем пирит, а пирит, в свою очередь, – быстрее, чем марказит. Бактериальное окисление в чановом варианте предпочтительнее для обработки руд, в которых золото ассоциировано с более быстро окисляющимися сульфидами. Время обработки в этом случае составляет 24–30 ч. Другим технологическим вариантом бактериального окисления является кучное выщелачивание с использованием специально подготовленных площадок, на которых дробленая руда подвергается обработке в течение нескольких месяцев. 12 Цианистые процессы и опыт их применения Характеристика растворяющей системы Вопросы взаимодействия металлического золота с водными растворами цианидов щелочных металлов были исследованы В начале девятнадцатого века и установлена возможность растворения благородных металлов в присутствии окислителя - кислорода воздуха – с образованием устойчивых комплексных соединений состава [Au(CN)2]–, [Ag(CN)2]– Химизм процесса описывается уравнением 2Au + 4NaCN + O2 + Н2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH (24) 1870 году русским инженером Багратионом был впервые реализован в промышленном масштабе процесс выщелачивания золота из руды в водные растворы цианидов, но только в 30-е годы XX века он нашел широкое применение в мировой золотодобыче Уникальность водной цианистой среды для растворения золота и серебра объясняется образованием чрезвычайно устойчивых соединений металлов с цианид-ионами. При выщелачивании благородных металлов в качестве окислителя используют кислород воздуха, растворенный или абсорбированный водной средой Связывание электронов кислородом в водной среде сопровождается образованием кислородного аниона, взаимодействующего с молекулами воды, и накапливанием в растворе гидроксильных ионов: 1/2 О2 + 2е = О2– (25) О2– + Н2О = 2ОН– (26) Протекание реакции взаимодействия окислителя с электронами ионизирующихся металлов непосредственно зависит от его концентрации в водной среде. Растворимость кислорода в воде зависит от температуры системы и давления газа. При нормальном давлении воздуха растворимость кислорода S в воде составляет, мг/дм : t,°C S 10 10,6 20 8,67 30 7,3 40 6,46 60 5,45 80 4,92 Увеличение вязкости растворителя из-за присутствующих солей электролитов, а также взвеси твердых частиц минеральных зерен способствует снижению растворимости кислорода. Процессы образования воднорастворимых соединений металлов зависят от активности цианид-ионов в растворе. При этом циан-ион обладает высокой основностью, более значительной, чем основность гидроксильных ионов. Степень гидролиза цианида непосредственно зависит от концентрации 13 цианида в воде и закономерно снижается с ее уменьшением. В водный раствор вводят щелочные реагенты - известь или едкий натрий для создания рН среды 10. Данная корректировка раствора по содержанию гидроксильных ионов практически исключает гидролитические процессы с участием цианида. Изучено влияние совокупности факторов структуры поверхности растворяемого металла, концентрации цианида, кислорода и щелочи, температуры и интенсивности перемешивания на скорость процесса растворения металлов. Скорость выщелачивают золота и серебра из рудного сырья зависит от минерального состава руды, геометрии растворяемых частиц и их размеров. С целью сокращения времени достижения глубокого растворения частиц важное значение имеет оптимальная механическая подготовка руды к выщелачиванию. При этом целесообразно предварительное выделение крупных частиц растворяемых металлов (>0,074 мм) перед цианированием (например, гравитацией). Присутствующие на поверхности растворяемой металлической частицы покровообразования, например оксидов и гидроксидов железа, снижают скорость выщелачивания металлов. Тесная ассоциация золота с сульфидными минералами затрудняет растворение, несмотря на то, что золото в зернах представлено тонкими и весьма тонкими классами. Возможность цианирования в этом случае возникает после предварительной химической подготовки материала, связанной с разложением минералов основы, в частности, с переводом их в оксидную форму. Непосредственное цианирование сульфидных руд и концентратов по вышеуказанным причинам не используется в производственной практике. Такие материалы могут удовлетворительно планироваться только после окислительного разложения халькогенидов. Взаимодействие растворителя с компонентами руды Достижение высокой скорости растворения Au и Ag в цианистых средах возможно при сохранении химической активности свободного цианида и кислорода. Последнее, как правило, очень трудно осуществить на практике из-за взаимодействия цианида с природными химическими соединениями и продуктами их разложения. В частности, циан-ион реагирует в присутствии кислорода с сульфидной серой. Продуктом реакции является роданид-ион, отличающийся высокой комплексообразующей способностью по отношению к благородным и другим металлам: S 2–+CN – + H 2 О+ 1/2O 2 = CNS + 2ОН– (27) С целью исключения такой реакции в цианистую систему вводится 14 плюмбит натрия (Na2PbО2), который связывает свободные сульфид-ионы с образованием труднорастворимою химически инертного сульфида свинца. Особо следует отметить взаимодействие цианидов с окисленными соединениями меди. При этом процесс можно разделить на две стадии: Cu2+ + CN– = Cu+ + 1/2(CN)2– (28) Cu+ + 2CN– = [Cu(CN)2] – (29) Такой подход к описанию химизма процесса обусловлен тем, что ионы двухвалентной меди не образуют устойчивых соединений с цианидом в отличие от ионов меди (I). Характерной особенностью взаимодействия меди с цианидом является то, что его предваряет восстановительная реакция перевода меди (II) в медь (I), скорость протекания которой непосредственно зависит от активносги свободного цианида. В связи с этим вероятность участия меди в образовании цианистого соединения может направленно регулироваться концентрацией цианида в системе. Продукты разложения сульфидных соединений железа – оксиды, гидроксиды, сульфаты и другие – также взаимодействуют с цианидом. При этом наблюдается определенная аналогия с медью: соединения образуются с ионами железа в низших степенях окисления. Известен весьма устойчивый комплекс [Fe(CN)6]4– в соединении с ионами натрия, получивший название "берлинской лазури". Эффективным способом подавлений реакций образования железосинеродистых соединений может быть подщелачивание раствора. Особенностью реакций сульфидных соединений металлов с растворителем является активное связывание окислителя – кислорода – за счет реакций с сульфидной серой Так как процесс цианирования реализуется в щелочной среде, то сульфидная сера окисляется до сульфатной, что сопровождается большим расходом окислителя (на 1 ион S2– - 2O2). Активное расходование кислорода при переработке цианированием сульфидных материалов препятствует целевым процессам - растворению золота и серебра. Цианид и кислород участвуют в образовании соединений со ртутью, могут быть также образованы цинксодержащие комплексные соединения. Указанная совокупность взаимодействий практически всегда имеет место при выщелачивании золота и серебра из минерального сырья и продуктов химической подготовки, например, огарков, и связана с непроизводительным расходованием реагентов цианида и кислорода. Считалось, что окисленные медистые золотые руды нельзя подвергать цианированию из-за малой скорости растворения золота и серебра. Позднее было показано, что выщелачивание благородных металлов из данных материалов может быть реализовано при снижении концентрации исходного 15 цианида в растворе. Следует отметить, что подавление выщелачивания меди направленным снижением активности циан-иона оказывает отрицательное влияние на скорость растворения золота и серебра. Практика цианирования Золотые руды подразделят на простые и трудноцианируемые (упорные). При цианировании простых руд (тип А) отсутствует выраженная депрессия золота рудными компонентами В свою очередь, упорные руды подразделяют на содержащие тонковкрапленное золото, характеризующееся физической депрессией; руды (тип Б), проявляющие при цианировании химическую депрессию золота первого рода (тип В); руды, проявляющие химическую депрессию второго рода (тип Г). К технологическому типу А относятся преимущественно кварцевые руды, содержащие сравнительно крупное золото. К типу Б отнесено сырье, содержащее тонковкрапленное золото в кварце, в сульфидах железа, сульфидах цветных металлов, гидроксидах и гидроарсенатах железа Руды, относящиеся к технологическому типу В, содержат в своем составе сурьмяные медные, железосодержащие минералы. И, наконец к типу Г отнесены углистые и глинистые руды. Технологические схемы переработки руд типа А включают в себя доводку до требуемой крупности с одновременным гравитационным удалением крупного золота в самостоятельный продукт и цианирование хвостов гравитации. Золотые цианистые растворы подвергают обработке восстановителем с целью получения цементационного концентрата благородных металлов В качестве восстановителя используют цинковый порошок или цинковую стружку Для сокращения массопотоков на предприятии кварцево-золотые руды после гравитационного обогащения направляют на флотацию с получением в конечном счете отвальных сбросных хвостов и флото продукта, подвергаемого цианированию. Руды, содержащие тонковкрапленное золото (Б), перерабатывают методом цианирования после соответствующей механической и химической обработки. Тонкое и сверхтонкое измельчение окисленных руд данного типа обеспечивает заметное извлечение золота в цианистые среды. Применительно к сульфидным рудам пиритарсенопиритной минерализации тонкое измельчение для цианирования оказывается малоэффективным. Последнее обусловлено присутствием золота в данной минерализации в виде микроскопических и субмикроскопических включений, изоморфно внедренных в кристаллическую решетку сульфидных соединений. Кроме того, высокая степень диспергирования минеральных зерен данного 16 типа приводит, как правило, к повышению их химической активности, что непременно сказывается на взаимодействии указанных минералов с окислителем - кислородом воздуха и, соответственно, с циан-ионом. Применительно к сурьмянозолотым рудам рекомендовано перед цианированием проводить выщелачивание антимонита в горячие сульфидно-щелочные растворы, которые поступают на выделение из них сурьмы; нерастворимые остатки направляют на выщелачивание золота цианированием. Для материалов, содержащих арсенаты и гидроарсенаты железа предложено применение щелочной обработки с дальнейшей утилизацией из растворов мышьяка и цианирование нерастворимого остатка. На цианирование поступают пульпы с содержанием твердого от 25 до 75% и крупностью более 70 % класса - 0,074 мм. В растворы вводится щелочь (в виде извести или едкого натра) с концентрацией 0,01%. Содержание цианида в исходном растворе находится на уровне 0,06 - 0,10 %. Продолжительность выщелачивания - от 18 до 24 ч при активной аэрации пульпы. В результате, в раствор переходит 91-95% золота. Глубина извлечения золота непосредственно зависит от качества отделения крупных классов золота на пределе гравитационного обогащения. Как правило, показатели извлечения снижаются из-за присутствия в руде сульфидов железа и цветных металлов. 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: — чановое; — кучное; — подземное. В чановом варианте длительность процесса составляет 4-14 сут, процесс состоит из заполнения чана, неподвижного контакта загрузки и цианистого раствора, промывки загрузки и ее выгрузки. В настоящее время этот вид цианирования применяют редко, в основном на предприятиях малой производительности. При подземном выщелачивании, которое в промышленном масштабе для извлечения золота пока не используют, можно разбрызгивать раствор непосредственно на поверхность рудного тела либо подавать через перфорированную трубу, введенную в скважину. 17 Перколяционный чан и конструкция днища: 1 – чан; 2 – фундамент; 3 – люк; 4 – стягивающие обручи; 5 – ложное днище; 6 – первый ряд брусьев; 7 – второй ряд брусьев; 8 – холст; 9 – защитные рейки При кучном выщелачивании на ровных площадках с водонепроницаемым основанием сооружают кучи, которые орошают выщелачивающим раствором. Схема кучного выщелачивания: 1 — обрабатываемый материал для кучного выщелачивания; 2 — система орошения; 3 — шламоотстойники; 4, 6, 13 — насосы; 5 — железобетонный зумф; 7 — емкость для воды; 8 — емкость для раствора цианида натрия; 9 18 — емкость для раствора извести; 10 — емкость для раствора обезвреживания хлорной извести; 11, 12 — сорбционные угольные колонки; 14, 15 — сборные емкости для цианистых растворов; 16 — бетонное основание для складирования материала Агитационный процесс является более производительным процессом по сравнению с перколяционным, так как интенсивное перемешивание ускоряет растворение золота, протекающее в диффузионном режиме. . Агитатор с центральным аэролифтом и гребковой мешалкой: 1 — аэролифтная труба; 2 — гребковая мешалка; 3 — распределительные желоба Агитатор с периферическими аэролифтами и импеллерной мешалкой: 1 — электропривод; 2 — корпус; 3 — боковые аэролифты; 4 — импеллерная мешалка; 5 — центральный аэролифт; 6 — желоб подачи пульпы 19 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 тонкое измельчение, фильтрацию и сгущение. Выделение золота из растворов цианирования Ионообменная сорбция золота и серебра Ионообменные смолы впервые были синтезированы в 1935 г., способ извлечения металлов из растворов с использованием ионообменных сорбентов был запатентован в 1945 г. английской фирмой «Пермутит» и Находом (Швеция). Золото и серебро в цианистых растворах находятся в виде комплексных анионов. Поэтому для их сорбции используют аниониты. Основой успешного внедрения сорбционной технологии в схемы переработки золотосодержащих руд явилось решение трех главных проблем: синтез селективного по золоту сорбента с высокой механической прочностью; разработка технологии десорбции и регенерации сорбента и создание оборудования для всей технологической схемы. Помимо хорошей емкости и высокой селективности по отношению к золоту иониты, используемые в цианистом процессе, должны отвечать и другим требованиям: — легкость десорбции золота (серебра) и регенерации свойств анионита; — высокая механическая прочность (стойкость к истиранию), химическая и осмотическая устойчивость (важны при переходах от кислой среды к щелочной и в циклах набухание–сжатие); — доступность и низкая стоимость. Процесс можно проводить в двух вариантах: сорбировать золото из пульпы после его растворения и совмещать процессы растворения и сорбции. В первом случае отмечено снижение скорости сорбции из-за повышенной вязкости плотных пульп (Ж:Т = 1:1÷2) и образования на поверхности сорбентов шламовых покровов. Во втором случае скорость растворения увеличивается в 2–3 раза. Имеются различные варианты аппаратурного оформления процесса сорбции из пульп, отличающиеся по способу разделения ионита и твердых частиц пульпы. Наиболее универсальным и производительным является 20 непрерывный противоточный процесс сорбции из плотных пульп в аппаратах с пневматическим перемешиванием пульпы и выносным сетчатым дренажем. Эффективность сетчатых дренажей зависит от угла наклона сетки, от способа подачи пульпы на сетку, от режима работы транспортирующего аэролифта. Производительность сетчатых дренажей в зависимости от характеристики пульпы (вязкость, плотность, крупность частиц) составляет обычно 60–80 м3/(м2-ч). Расход воздуха на перемешивание равен 0,05-0,15 м3/(м3-мин), а расход воздуха на транспортировку пульпы 0,5-3,0 м3/м3. Размеры сорбционного аппарата определяются отношением высоты к диаметру, равным обычно 3–5. Чем больше эта величина, тем меньше при прочих равных условиях расход воздуха на перемешивание и тем выше кратность перемешивания. В настоящее время в промышленном масштабе эксплуатируются сорбционные аппараты объемом 500 м3. Сорбция золота и серебра на активных углях Сорбционную способность углей впервые заметили в конце XVIII в.: в 1773 г. Шееле сообщил об адсорбции газов древесным углем. Тот факт, что активированный (активный) уголь может извлекать благородные металлы из растворов, впервые был отмечен Лазовским в 1847 г. применительно к извлечению золота в виде хлороаурата. В 1880 г. Дэвис запатентовал этот процесс, его использовали в промышленности, в основном в Австралии. Основной принцип активирования состоит в том, что исходный материал подвергают специальной термической обработке; в результате образуются многочисленные поры, щели и трещины, т. е. резко увеличивается площадь удельной поверхности сорбента. Исходным сырьем для активирования служат природные материалы: древесный уголь, торфяной кокс, уголь из скорлупы кокосовых орехов, каменные и бурые угли и др. В течение длительной эксплуатации предприятий, использующих угольно-сорбционную технологию для извлечения золота и серебра из цианистых пульп, был выявлен ряд недостатков, органически присущих активным углям Ионообменные смолы имеют несколько характеристик, которые отличают их от углей и делают потенциально более универсальными для извлечения золота. 1. Смолы превосходят все типы гранулированных активных углей по скорости и величине равновесной сорбции ауроцианида. Это определяет меньшее количество сорбента в процессе и меньшие размеры оборудования. 21 Смолы элюируют при температуре, не превышающей 60 °С, и обычном давлении. 3. Активные угли требуют регулярной термоактивации для удаления адсорбированных органических веществ – эта операция для смол не нужна. Стоимость оборудования, необходимого для реактивации угля, может составлять значительную часть общих капитальных затрат на CIP-заводе, особенно в случае маломасштабного производства. Стоимость операций элюирования и регенерации смол не зависит от масштаба производства (важнейшими являются прямые затраты, такие как расход химических реагентов), поэтому процесс можно эффективно использовать и при малых масштабах. 4. Другим потенциальным выигрышем в капитальных затратах является то, что адсорбенты со смолами эффективно работают при высоких концентрациях сорбента в пульпе (20-30 об. %), при отсутствии потерь на межступенчатых ситах и без увеличения разрушения смолы. CIP-завод, с другой стороны, обычно работает при содержании угля не более 3–6 об. %. Таким образом, адсорбер в RIP-процессе1 может быть, по крайней мере, в 5 раз меньше без потери эффективности извлечения, что положительно сказывается на стоимости золота. 5. Смолы не подвержены отравлению органическими веществами, такими как флотационные реагенты, машинные масла и смазки или растворители, каждый из которых может существенно снизить емкость углей по золоту. Аналогично, такие примеси, как гематит и минералы глинистого типа, являются депрессорами сорбции золота на углях, но оказывают малое воздействие на смолы. Более высокая емкость по золоту достигается на смолах по сравнению с углями в условиях, когда эти примеси присутствуют в пульпе, и это также уменьшает размеры цеха элюирования. 6. Смолы могут быть использованы для коллективной сорбции цианистых комплексов других металлов – кобальта, меди, никеля, цинка и железа. Таким образом, технология RIP может быть адаптирована к получению безвредных хвостов, особенно если существует возможность для возврата избытка цианида в цикл цианирования. 7. Важным обстоятельством является то, что возможен синтез разнообразных ионообменных смол с заранее заданными свойствами, в том числе с высокой емкостью и селективностью по золоту. В случае углей такое многообразие отсутствует. 2. 22 Недостатки при использовании ионообменных смол связаны в основном с инженерными аспектами процесса: 1) гранулы смолы меньше, чем угля, что определяет меньшие размеры ячеек сит в дренажных устройствах; 2) физическая прочность и устойчивость смол к истиранию в адсорбере была до недавнего времени неизвестным фактором; 3) смола легче угля, поэтому накапливается около поверхности пульпы, снижая эффективность перемешивания; 4) коммерческие анионообменные смолы менее селективны по отношению к дицианаурату в присутствии преобладающих концентраций цианидов цветных металлов (>100 мг/дм3 меди или цинка), в этом случае предпочтительнее выглядят активные угли. Вообще, между технологиями извлечения золота и серебра с помощью сорбции на ионообменных смолах и на активных углях есть много общего. В обоих случаях процессы осуществляются в непрерывном противоточном режиме с использованием аппаратов с пневматическим перемешиванием, многие параметры операций растворения и сорбции золота совпадают. Различия касаются в основном схем регенерации сорбентов. Будущее гидрометаллургии золота и серебра, возможно, принадлежит использованию смесей ионообменных и угольных сорбентов или применению сорбентов нового типа, включающих фрагменты из ионообменных и адсорбирующих функциональных групп. Сорбционное выщелачивание золота Использование ионообменных смол в цианистом процессе может осуществляться несколькими методами: 1) сорбцией золота и серебра из цианистых растворов после отделения их от обеззолоченной рудной фазы; 2) сорбцией золота и серебра из цианистых пульп после выщелачивания; 3) сорбцией золота и серебра из цианистых пульп во время выщелачивания — сорбционное выщелачивание. Наибольший интерес представляет третий способ, который состоит в частичном, или полном совмещении операций выщелачивания и сорбции золота. Преимуществами процесса являются: - исключение энергоемких операций фильтрации пульп; - существенное сокращение продолжительности процесса; - компактность оборудования. Сорбционное выщелачивание в большинстве случаев организуют в 23 пачуках, которые отличаются от пачуков обычного цианирования наличием дренажных устройств для отделения смолы от пульпы. Дренажные устройства располагаются в надстройке 2, установленной на верхней части корпуса пачука 1. Они включают сборник пульпы 3 из которого пульпа направляется на дренажные сетки 4, закрепленные на съемных рамах. Под дренажными сетками установлены лотки 5 для сбора пульпы и вывода ее из пачука. Отделяемая смола скатывается с сетки обратно в пачук, а частично отсекается в желоб 6, по которому самотеком транспортируется в предшествующий пачук. Количество смолы, выводимой из пачука, регулируется в широких пределах положением отсекателя, состоящего из подвижного лотка, перемещаемого по отношению к краю сетки. Пачук сорбционного выщелачивания: а - верхнее крепление циркулятора, б – нижнее крепление циркулятора, в – верхнее и нижнее крепление аэролифта Смола поступает в пачук через патрубок 13с углом наклона не менее 15°, а пульпа - через патрубок 14. Верхняя крышка дренажной надстройки 24 снабжена двумя люками 7 для осмотра, ремонта и монтажа аэролифта, а также вентиляционным патрубком 16. Для предотвращения захвата пульпы вентиляцией над аэролифтом устанавливается отражатель 17. Подача пульпы со смолой на сетчатый дренаж производится при помощи аэролифта 12, прикрепляемого пластинами к корпусу пачука. В нижней части пачука расположены диспегатор 11, 15 и люк для аварийного освобождения 8. Элюирование В процессе сорбции благородных металлов из цианистых растворов и пульп получают насыщенные аниониты, содержащие сорбированные комплексные цианистые анионы золота, серебра и неблагородных металлов и неметаллические анионы. Насыщенные аниониты подвергаются процессу регенерации с целью десорбции сорбированных анионов и восстановления их сорбционной активности для оборотного использования в технологическом процессе. Десорбция со смолы сорбированных соединений производится элюированием (вымыванием) растворами соответствующих реагентов (рядом органических растворителей в смеси с минеральными кислотами, растворами роданистых солей, тиомочевины, растворами NaOH), причем целесообразно селективное извлечение золота и серебра в концентрированный раствор с последующим получением их в виде товарного продукта. В процессе регенерации анионитов необходимо добиваться наиболее полной десорбции как благородных металлов, так и примесей. Остающиеся на смоле примеси при повторном ее использовании в процессе сорбции ухудшают кинетику процесса, уменьшают емкость смолы по благородным металлам и увеличивают потери растворенного золота в жидкой фазе хвостов. Наиболее эффективным десорбентом являются слабокислые растворы тиомочевины (тиокарбамида). Элюирующая способность тиомочевины объясняется ее высокой поляризуемостью и комплексообразованием. В кислой среде она вытесняет цианид-ион и связывает золото посредством пары свободных электронов серы в катионный комплекс Au[SC(NH2)2]2+, который не способен удерживаться анионитом. Освободившиеся ионы CN- связываются в HCN. В практике для десорбции золота применяются растворы с концентрацией ТМ 90 г/л + 20—25 г/л серной или соляной кислот. 25 Извлечение золота из растворов элюирования Из растворов тиомочевины золото может быть извлечено с использованием различных способов. Цементация свинцом золота и серебра осуществляется из солянокислых тиомочевинных элюатов с последующим купелированием осадка (И.Н.Плаксин с сотрудниками). При загрузке в раствор свинцовой стружки или пыли протекает следующая реакция цементации золота с выделением его в виде металла, свинец при этом, переходит в раствор. Расход свинцовой пыли составляет 20-30 г на 1 г золота. Недостатками метода являются загрязнение раствора свинцом, что затрудняет использование его в обороте, и непригодность для сернокислых элюатов. Цементация цинком. Раствор предварительно нейтрализуется содой до pH 6-7, затем загружается цинковая пыль в количестве 3-4 г на 1 г золота и перемешивается с раствором в течение 2—3 ч. Происходит осаждение металлического золота и перевод цинка в раствор. Цементация алюминием. Используется алюминиевая пыль с крупностью частиц 95% класса —0,074 мм. Расход алюминия составляет 3 г на 1 г золота, продолжительность процесса 4 часа при температуре 20 °С. Щелочное осаждение золота. По этому методу элюат предварительно в течение 4—6 ч продувают воздухом для удаления HCN во избежание образования NaCN при введении щелочи, растворения и неполного осаждения золота. В раствор при температуре 40—50 °С добавляется 40%-ный раствор NaOH до pH 10—12. При этом осаждается гидроксид золота, который затем отфильтровывают, промывают и обжигают при температуре 300 °С для удаления серы. Огарки промывают раствором серной кислоты, после чего направляют на аффинаж (содержание золота в осадках после промывки 30 – 45 %). Осаждение золота активированным углем. Сорбция золота углем достаточно избирательна, большая часть примесей остается в растворе. В противоточном процессе за 4—5 ступеней золото полностью извлекается из растворов и получаются угольные осадки с содержанием золота 15—20%. Их необходимо сжигать и золу плавить на черновой металл. Недостатки способа: затруднительность процесса сжигания угля и большие потери тиомочевины (10-15%), которая полностью теряется при переработке угольного осадка. Электролитическое осаждение золота и серебра. Это наиболее 26 эффективный метод переработки кислых ТМ элюатов, так как позволяет получить металлическое золото высокой чистоты без затрат реагентов и проведения дополнительных операций. В качестве анодов при электролитическом осаждении золота и серебра используют графитовые или платиновые пластины, в качестве катодов — титановые пластины или графитированный ватин. На катоде происходит восстановление золота, а также возможны процессы, связанные с выделением водорода и металлов – примесей. На аноде, преимущественно протекает реакция разложения воды с образованием ионов водорода, а также возможны процессы окисления и разложения тиомочевины. Элетролиз проводят при катодной плотности тока 8 – 10 А/м2, напряжении на ванне 3 В, температуре 50 – 60 °С. Основная масса золота осаждется за 2 – 3 часа электролиза. Вопросы для самоконтроля 1. Основные свойства и применение благородных металлов. 2. Общая характеристика минерального сырья для производства золота. 3. Обжиг золотосодержащих руд и концентратов перед цианированием. Назначение. Основные реакции и условия их осуществления. Характеристика продуктов обжига. 4. Автоклавное окислительное разложение минерального золотосодержащего сырья перед цианированием. 5. Бактериальное выщелачивание золотосодержащего сырья перед цианированием. 6. Суть процесса цианирования. Основная реакция растворения золота. Зависимость эффективности процесса от состава перерабатываемого сырья. 7. Практика осуществления процесса цианирования. 8. Выделение золота из растворов цианирования с применением процессов ионообменной сорбции. 9. Выделение золота из растворов цианирования с применением сорбции на активных углях. 10. Элюирование (десорбция) золота. 11. Способы выделения золота из растворов элюирования. 27