Министерство образования и науки Российской Федерации

ФГБОУ ВПО

«ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ

УНИВЕРСИТЕТ»

Институт / Факультет Химико-металлургический

Кафедра Металлургия цветных металлов

УТВЕРЖДАЮ

Проректор по учебной работе _Н.П. Коновалов ""20 _ г.

ОБРАЗОВАТЕЛЬНАЯ ПРОГРАММА ДИСЦИПЛИНЫ

(рабочая учебная программа дисциплины) Новые направления в металлургии благородных металлов Направление подготовки 150400 «Металлургия»

Магистерская программа 150400.62 «Металлургия цветных, редких и благородных металлов Квалификация (степень) магистр Форма обучения очная Составитель программы Карпухин Анатолий Иванович, профессор, док.техн. наук, стар.науч. сотр., кафедра «Металлургии цветных металлов», Иркутский государственный технический университет Иркутск 2013 г.

1. Информация из ФГОС, относящаяся к дисциплине 1.1. Вид деятельности выпускника Дисциплина охватывает круг вопросов относящиеся к производственнотехнологической деятельности выпускника:

- осуществление технологических процессов переработки минерального и техногенного сырья;

- осуществление технологических процессов получения и обработки металлов и сплавов, а также изделий из них;

- осуществление мероприятий по защите окружающей среды от техногенных воздействий производства;

- выполнение мероприятий по обеспечению необходимого качества продукции.

1.2. Задачи профессиональной деятельности выпускника В дисциплине рассматриваются указанные в ФГОС задачи профессиональной деятельности выпускника:

- осуществлять современные и перспективные технологические процессы переработки минерального и техногенного сырья, содержащего благородные металлы (БМ), с использованием современного оборудования;

- осуществлять мероприятия по защите окружающей среды от техногенного воздействия металлургического производства благородных металлов;

- обосновано прогнозировать оптимальную технологию переработки продуктов, содержащих БМ с различным вещественным составом;

- составлять рациональные технологические схемы переработки и проводить необходимые расчеты извлечения БМ.

1.3. Перечень компетенций, установленных ФГОС Освоение программы настоящей дисциплины позволит сформировать у обучающегося следующие общекультурные компетенции (ОК):

– самостоятельно приобретать новые знания, используя современные образовательные и информационные технологии (ОК-4);

– оформлять, представлять и докладывать результаты выполненной работы (ОК-13).

Ппрофессиональные компетенциями (ПК):

– уметь использовать фундаментальные общеинженерные знания (ПКуметь сочетать теорию и практику для решения инженерных задач (ПК-4);

– уметь осуществлять и корректировать технологические процессы в металлургии и материалообработке (ПК-10);

– уметь выявлять объекты для улучшения в технике и технологии (ПК-11);

– уметь использовать физико-математический аппарат для решения задач, возникающих в ходе профессиональной деятельности (ПК-20);

уметь обосновывать выбор оборудования для осуществления – технологических процессов (ПК-25).

Перечень умений и знаний, установленных ФГОС 1.4.

Бакалавр после освоения программы настоящей дисциплины должен:

знать:

- физические и химические свойства группы «благородные металлы», особенности металлургии БМ, геохимические основы образования золоторудных месторождений, минералогию золота и серебра, типы руд, годовые объёмы добычи и области применения БМ, основные районы их природной концентрации и основные месторождения;

- современные способы добычи руд БМ, головное опробование, рудоподготовки, предварительного гравитационного и флотационного обогащения, известные и новые методы подготовки золотосодержащих продуктов к последующему их цианированию (обжиг, автоклавное выщелачивание, измельчение и т.п.);

- современные способы извлечения БМ из рудного сырья (классический цианистый процесс, виды сорбционной технологии и т.п.) и применяемое оборудование;

- методы интенсификации технологических процессов и аппаратов золотоизвлекательных фабрик;

- существующие и перспективные способы получения чистых металлов – аффинаж золота и серебра (электролизом, применение кислотного метода и хлорного);

- выделяющиеся вредности при производстве БМ, обезвреживание и ПДК основных вредных веществ, средства и способы улавливания, обезвреживания и утилизации вредных веществ производства БМ;

- производить качественно-количественный расчет технологических схем золотоизвлекательных фабрик, оценивать технико-экономические 2. Место дисциплины в структуре ООП Для изучения дисциплины, необходимо освоения содержания дисциплин:

пирометаллургических процессов», гидрометаллургических процессов», «Основы обогащения полезных ископаемых» и других, изучение которых предшествует данной дисциплины.

Знания и умения, приобретаемые бакалаврами после освоения содержания дисциплины, будут использоваться в производственной деятельности выпускника на предприятиях цветной металлургии.

Дисциплина «Новые направления в металлургии благородных металлов» входит в перечень основных дисциплин учебного плана подготовки магистров специальности «Металлургия цветных металлов».

3. Компетенции обучающегося, формируемые освоения дисциплины (результаты освоения дисциплины) В результате освоения дисциплины обучающийся должен:

знать:

- физические и химические свойства цветных металлов группы «благородные металлы», особенности металлургии БМ, геохимические основы образования золоторудных месторождений, минералогию золота и серебра, типы руд, годовые объёмы добычи и области применения БМ, основные районы их природной концентрации и основные месторождения;

- современные способы добычи руд БМ, головное опробование, рудоподготовки, предварительного гравитационного и флотационного обогащения, известные и новые методы подготовки золотосодержащих продуктов к последующему их цианированию (обжиг, автоклавное выщелачивание, измельчение и т.п.);

- современные способы извлечения БМ из рудного сырья (классический цианистый процесс, виды сорбционной технологии и т.п.) и применяемое оборудование;

- методы интенсификации технологических процессов и аппаратов золотоизвлекательных фабрик;

- существующие и перспективные способы получения чистых металлов – аффинаж золота и серебра (электролизом, применение кислотного метода и хлорного);

- выделяющиеся вредности при производстве БМ, обезвреживание и ПДК основных вредных веществ, средства и способы улавливания, обезвреживания и утилизации вредных веществ производства БМ;

- производить качественно-количественный расчет технологических схем золотоизвлекательных фабрик, оценивать технико-экономические преимущества и недостатки разных технологий, грамотно выбирать и предлагать технологические решения с учетом особенностей химического и минералогического состава исходного сырья и требования заказчика;

- производить расчет и выбор требуемого основного и вспомогательного оборудования;

владеть:

методиками технологических исследований, связанных с производством БМ;

- технологической и экологической оценкой переработки минерального и техногенного сырья благородных металлов.

4. Основная структура дисциплины.

Общая трудоемкость дисциплины составляет 3 ЗЕТ, 108 часов Таблица 1 – Структура дисциплины курсовое проектирование) 5. Содержание дисциплины 5.1. Перечень основных разделов и тем дисциплины Введение.

1. Принципы переработки золотосодержащего сырья.

2. Основы цианистого процесса.

2.1. Кинетика цианирования 2.2.Интенсификация цианистого процесса.

3. Перспективы кучного выщелачивания золота.

4. Извлечение золота и серебра с применением сорбции ионитами.

5. Извлечение золота и серебра с применением сорбции активным углем.

6. Упорные золотосодержащие руды и концентраты.

7. Переработка упорного золотосодержащего сырья.

7.1. Автоклавное выщелачивание золотосодержащих руд.

7.2. Другие методы обработки упорных руд 8. Переработка гравитационных золотосодержащих концентратов.

9. Новые технологии аффинажа золота и серебра.

Краткое описание содержания теоретической части разделов и тем Введение.

Несмотря на низкое содержание БМ в рудах, во всем мире в производство БМ вкладывают огромные средства: в геологическую разведку, горные работы, в обогащение обогащение, металлургию и технологию получения изделий. Эти затраты окупаются В группу благородных металлов входят восемь элементов:

2 элемента из 1-ой группы таблицы Менделеева (ТМ) – золото (Аu, в ТМ № 47) и серебро (Аg, в ТМ – №79);

6 элементов из 8-ой группы таблицы Менделеева, металлы платиновой группы (МПГ) - рутений (Ru – № 44 ), родий (Rh – № 45), палладий (Рd – № 46), осмий (Os – № 76), иридий (Ir – № 77), платина (Pt – № 78).

Металлы платиновой группы иногда делят на лёгкие (~ 12г/см3) – Pd, Rh, Ru; и тяжелые (~ 22г/см3) – Pt, Ir, Os. МПГ (кроме платины) называют – платиноидами, а четыре элемента (кроме платины и палладия) называют иногда редкими платиноидами.

Благородные металлы (БМ) обладают важными общими свойствами:

- все БМ химически стойкие, - все МПГ тугоплавкие, - пластичные (Au, Ag, Pt).

высокой ценой и приоритетным использованием БМ в ряде отраслей техники, имеющих, в частности, и оборонное значение.

В неразрывной технологической цепи: разведка – добыча – металлургия – переработка металлов, металлургия имеет существенное значение. В этом смысле новые разработки в металлургии имеют большое экономическое и экологическое значение в производстве БМ.

В металлургии БМ определяющую роль занимают золото и серебро.

Заметное развитие металлургии золота за последние 10-40 лет связано с появлением новых технических и технологических решений, таких как – кучное выщелачивание, автоклавное и бактериальное выщелачивание, сорбция на активных углях и новые кислотные технологии аффинажа. Существенную роль также сыграло и увеличение стоимости золота в 10 раз в конце 70-х годов 20 века.

1. Принципы переработки золотосодержащего сырья.

Технологические схемы переработки золотосодержащих руд отличаются большим разнообразием и определяются, прежде всего, формой нахождения золота, сопутствующих минералов и породы. Металлургическая технология переработки золотосодержащего сырья состоит из подготовительных операций (дробление, измельчение), обогащения (гравитация, флотация), металлургии (выщелачивание, цианирования, обжиг, плавка т.д.). Степень концентрации металла очень высокая 104 – 105 (5г/т=0,0005%, 5 -50%/0,0005=104-105).

Следовательно, вначале производство многотонажное, а далее существенно меньше.

Подготовка руд. Дробление, измельчение. Для крупного золота дробление и измельчение ведут до крупности - 0,4мм, соответственно, для мелкого золота до крупности – 0,074мм или до - 0,043мм. Как правило, исходную руду подвергают крупному (в щековых) и среднему (в конусных) дроблению с получением готового продукта – 20мм. После трех стадий получают продукт – 6мм. (Степень дробления существующих дробилок 5 – 8). Далее продукт измельчают в две стадии - в стержневой и шаровой мельницах. В настоящее время измельчение ведут в мельницах мокрого самоизмельчения «Каскад».

Первичное рудное мокрое самоизмельчение с использованием кусков руды (размером 300 – 400мм), готовый продукт – 0,2-0,15мм.

Первичное рудно-галечное самоизмельчение с использованием кусков руды (размером 300 – 150мм), готовый продукт – 0,2-0,15мм. Питание дробленая руда 20 – 40мм.

Вторичное рудно-галечное самоизмельчение с использованием кусков руды размером - 80 +30мм, (первую стадию измельчения ведут в мельнице с шаровой нагрузкой), готовый продукт – 0,074 мм и тоньше. Классификацию ведут в спиральных классификаторах (чашечных или реечных), чаще в гидроциклонах.

Для обезшламливания применяют гидроциклоны или сгустители. Шламы должны содержать БМ не более чем в хвостах ОФ.

Гравитационные методы широко используются в металлургии БМ, поскольку удельный вес самородного золота (15 – 18 г/см3) в несколько раз превышает удельный вес пустой породы (2,5 – 3,5 г/см3). Причем, для коренных руд гравитацию применяют в цикле измельчения и классификации для вывода свободного и крупного золота, в противном случае данное золото будет потеряно (в мельнице из-за наклепа, а при цианировании такое золото плохо выщелачивается).

3. Физико-химические основы цианистого процесса.

Гравитационные методы извлечения золота позволяют извлечь свободное и относительно крупное золото, особенно из россыпей. Однако, для коренного (рудного) золота, в большинстве случаев находящегося в мелком и дисперсном виде, гравитация не эффективна. Уже более ста лет для извлечения мелкого золота применяют выщелачивание руд и концентратов с помощью разбавленных растворов цианистых солей щелочных и щелочноземельных металлов (NaCN, KCN, CaCN).

Преимущества процесса цианирования :

- комплексы Au и Ag технологически достаточно эффективные и до настоящего времени являются наиболее устойчивые;

- достаточно высокая избирательность, несмотря на низкое содержание БМ в сырье выщелачивание золота и серебра протекает при сравнительно низкой концентрации цианида (0,5 – 1,0г/л).

Недостатки:

- цианиды являются весьма токсичными веществами;

- большая длительность процесса выщелачивания.

Растворение золота и серебра протекает по реакциям (предложенные Бодлендером, 1896г):

2Ме + 4CN + О2 + 2Н2О 2Ме(CN)2 + 2ОН + Н2О 2Ме + Н2О2 + 4CN 2Ме(CN)2 + 2ОН или суммарно:

4Ме + 8CN + О2 + 2Н2О 4Ме(CN)2 + 4ОН Для пары Au/ Au+ значение стандартного потенциала +1,68В, а для пары Au/ Au(CN)2 за счет образования прочного комплекса равно – 0,54 В.

Окислительные потенциалы кислорода при его восстановлении до пероксида водорода – 0,15 В, при восстановлении пероксида водорода до гидроксила +0, В. При G°298 = - nFE°с, где: n –число электронов, F – число Фарадея, 96487 к· моль-1, Е°с = Е°к - Е°а, суммарная ЭДС реакции. Е°с = - 0,15 – (-0,54) = + 0,39 В.

G°298 = - 2· 96487 ·0,39 : 1000 = -75,3 кДж/моль. Аналогично и для серебра.

Процесс цианирования гетерогенный процесс, т.е. протекает на границе жидкого и твердого. Скорость самой медленной стадии процесса определяет скорость всего процесса.

Процесс цианирования можно представить в виде следующих стадий.

1. Абсорбция (растворение) кислорода в цианистом растворе.

2. Перенос и диффузия к поверхности металла:

3. Собственная химическая реакция.

4. Перенос и диффузия растворимых продуктов (Ме(CN)2,Н2О2, ОН) от поверхности в объём раствора.

Проведённые кинетические исследования (И.А. Каковским и др.) с использованием метода вращающегося диска (обеспечивающего равнодоступную поверхность золотого диска при ламинарном движении жидкости, т.е. при числе Рейнольдса 104 – 105) показали, что наиболее надёжным критерием определения режимов растворения является зависимость удельной скорости реакции от числа оборотов (N). На рис. представлены возможные варианты кинетических зависимостей удельной скорости растворения от числа оборотов.

Существенным дополнением теории, объясняющей процесс растворения золота и серебра в цианистых растворах, является электрохимическая модель, основанная на принципе действия коррозирующего гальванического элемента. На поверхности металла образуются анодные и катодные участки из-за наличия различных дефектов на поверхности.

Несмотря на то, что в реальных условиях процесс цианирования более сложный (в растворе много примесей, влияющих на процесс, золото разных размеров и разного состава и т.п.), чем в проведённых кинетических исследованиях, выявленные теоретические закономерности создают необходимые ориентиры для проведения технологических исследований. В частности можно наметить пути повышения скорости растворения золота.

Если концентрация цианида оптимальна или выше неё, то интенсифицировать растворение золота и серебра можно повышением концентрации кислорода. Данный вывод подтверждён и экспериментально.

На представленном рис. 7 (Масленицкий и др.) показано, что с повышением парциального давления кислорода (следовательно, повышается и концентрация кислорода в растворе) увеличивается растворения золота и достигает максима при более высокой концентрации цианида.

Следовательно, интенсифицировать процесс цианирование можно и с одновременным увеличением, как концентрации цианида, так и кислорода.

Концентрация кислорода при цианировании может существенно снижаться из-за содержания в руде органических соединений (гуматы, липиды) или двух валентного железа.

При выборе оптимальной концентрации цианида следует учесть, что при 15°С и парциальном давлении кислорода 0,021МПа растворимость О составляет 10 мг/л (0,314·10-6 моль/см3). Поэтому оптимальная концентрация цианида для Au ~ 0.01%, для Ag ~ 0,02%. На практике обычно применяют более крепкие растворы 0,02 – 0,05%.

В реальных условиях процесс цианирования гораздо сложней протекает, чем условия, в которых изучают при кинетических исследованиях. Это связано с тем, что:

- золото в продукте представлено в виде разных сплавов и разное по форме;

- в пульпе много других минералов и их действие, как правило, снижает процесс растворения золота;

- примеси хоть и в незначительной степени растворяются, но если учесть низкое содержание Au и Ag, их влияние необходимо учитывать.

Повышение температуры (оптимальная 15 - 20°С) процесса цианирования увеличивает скорость растворения в незначительной степени, однако при этом ускоряются побочные реакции с нежелательными примесями и усиливается гидролиз циан иона c образованием аммиака:

3. Перспективы кучного выщелачивания (КВ).

КВ в последние годы начало широко используется для цианируемого материала из–за повышения цен на золото и низких капитальных и эксплуатационных затрат по сравнению с обычной золотодобывающей фабрикой.

Исходный материал обычно крупностью 5 – 20 мм, но иногда для пористого материала крупность может составить до 100 мм. Если есть илистые или глинистые частицы (не критическое содержание), то рекомендуется агломерация или окомкование с добавлением цемента, щелочи и цианистого раствора. Кучу насыпают на специально подготовленную под углом (2 - 4°) площадку, непроницаемую для раствора (бетонную, асфальтированную, покрытую глиной, пластиком). Есть быстрое выщелачивание: 7-30 суток, куча до 10 тыс.т. Для более длительного выщелачивания кучи делают от 100тыс.т. до 2,0 млн.т., высота до 9м. Исходное содержание золота определяется запасами месторождения. Если запасы большие, то 1 – 2 г/т, если небольшие, то до 5г/т. Потери от испарения – 25%. В качестве защитной щелочности используют NaOH.

По опубликованным монографиям /1,2,3,4,5/, посвященным кучному выщелачиванию цветных металлов (уран, медь, золото, серебро), можно выделить следующие основные положения и особенности кучного выщелачивания (КВ).

Применимость технологии КВ ограничивается определенными требованиями к вещественному составу и подготовки исходного сырья.

Обрабатываемое сырьё должно быть по возможности пористым, с микроскопическими каналами, способствующими проникновению выщелачивающих растворов к поверхности частиц ценных компонентов.

2. Кучное выщелачивание характеризуется простотой аппаратурного оформления, низкими капитальными вложениями в строительство промышленных установок КВ и небольшими эксплуатационными затратами.

3. С технологической и экологической точек зрения большое значение имеет подготовка и установка гидронепроницаемого основания под рудный штабель; площадку выщелачивания подготавливают с уклоном от 2 до 8° (и более).

4. Метод КВ позволяет одновременно обрабатывать значительные объёмы минерального сырья (до нескольких миллионов тонн), быстро получать готовую продукцию.

5. Выщелачивающий раствор, просачиваясь через рудный штабель, может оказывать растворяющее действие на сопутствующие минералы; на выщелачивание подают лишь необходимое количество раствора, чтобы избежать его разубоживание.

6. Благоприятными для КВ условиями являются сухой климат и высокая среднегодовая температура атмосферного воздуха.

7. Низкие капитальные и эксплуатационные затраты на строительство промышленных установок КВ обуславливают экономическую целесообразность переработки данным методом бедного сырья, а также богатого сырья малых месторождений. Что существенно расширяет сырьевую базу цветных металлов.

4. Извлечение золота и серебра с применением сорбции ионитами.

Иониты – нерастворимые твердые высокомолекулярные (как правило, органические) вещества, которые способны поглощать из раствора положительно или отрицательно заряженные ионы, т.е. катиониты и аниониты. Есть сильнокислотные катиониты (более полная диссоциация ионов), например с фиксированными ионами: SO3, PO3, и слабокислотные катиониты.

Соответственно есть сильноосновные и слабоосновные аниониты в зависимости также от фиксированных ионов. (В слабоосновных анионитах в функциональные или фиксированные группы входят производные аммиака – аминогруппы:

первичные - RNH3+, вторичные, третичные). Подвижные ионы, как правило, для катионитов - Н+, для анионитов - ОН. Для сорбция очень важно иметь развитую поверхность или макропористую, для этого в первоначальную гелевую структуру (S=0.2М2) вводят легко кипящий компонент (нпример, изооктан), а после его удаления кипечением получают макропористую структуру с пористой поверхностью S=80М Сильноосновные аниониты (АМ, АВ-17 и IRA-400) обладают большой ёмкостью (до 650мг Аu /г сухой смолы), но низкой селективностью (в технологических растворах ёмкость только 6-8 мг Аu /г). Слабоосновные иониты наоборот более селективные. В связи с этим была реализована идея – создание бифункциональных сорбентов, имеющие в структуре сильно- и слабоосновные группы. Такие смолы созданы в Минсредмаше (АМ-2Б) и в Минхимпроме (АП-2, АП-3). Для БМ лучшие результаты получены на АМ-2Б.

Основные требования к ионитам:

- легкость десорбции БМ и регенерация свойств ионита;

- высокая механическая прочность и прежде всего стойкость к истиранию при изменении РН среды;

- доступность и низкая стоимость.

Основные свойства анионитов представлены в табл. 9.

Особенности сорбции золота ионитами из цианистых растворов.

В цианистых растворах основные металлы находятся в анионной форме:

Au(CN)2, Ag(CN)2, Fe(CN)64, Zn(CN)42,Cu(CN)32,Cu (CN)22.

При контакте ионита с цианистым раствором золото переходит в фазу смолы:

По данному механизму на смолу переходят и другие металлы, прежде всего, Zn, Ni, Cu, Fe. Порядок сорбции анионов:

Au(CN)2 > Zn(CN)42> Ni (CN)42>Ag(CN)2> Cu(CN)32> Fe(CN) Рис. 13. Изотермы сорбции золота ионитами:

1- АМ-Б; 2 – АП-3+8п; 3 – АП-212п; 4 – АМ-п.

Рис. 14. Кинетика насыщения анионита АМ-2Б металлами.

Как правило, сорбцию проводят в противотоке и с предварительным цианированием. Теоретическое число ступеней (определяемое по изотерме) составляет 2 – 3, степень использования ионита 70-90%, каждая ступень 40час. Общая продолжительность сорбции ~ 200 час, число аппаратов (пачуков) 10-12. Объёмная концентрация ионита ~ 1,5-2,5%. Объём пачуков может достигать 500м3, потери смолы 10-20г/т. Степень обогащения 2 – тыс.

Выщелачивание в присутствии сорбента называют сорбционным выщелачиванием (СВ). Применение СВ даёт возможность исключить из технологических схем ряд операций (фильтрация, сгущение, осветление.

цементация и др.), снизить капитальные и эксплуатационные затраты на 10повысить извлечение золота на 1-2%.

Рис. 15. Принципиальная схема сорбционного выщелачивания.

1 – аппараты предварительного цианирования; 2 – аппараты сорбционного 5.2. Регенерация ионита и осаждение золота из тиомочевинных Насыщенный ионит (АМ-2Б) содержит кроме золота и серебра, значительное количество примесей (ЦМ): Zn, Cu, Fe, Ni, CN и др. Процесс регенерации (десорбции) смолы проводят для извлечения БМ и очистки ионита, с целью последующего использования сорбента на операции выщелачивания, т.е. смола, используется в обороте технологического процесса.

На основании многочисленных исследований для десорбции золота выявлен эффективный элюент раствор тиомочевины (ThiO, тиокарбамида) и серной кислоты. Это было предложено в 1956г Даванковым и Лауфером (МХТИ). Серно- или солянокислые растворы тиомочевины CS(NH2) образуют с золотом (и серебром) комплекс катионного типа {Au[CS(NH2)2]2}2+, не удерживаемый анионообменной смолой:

2R Au(CN)2 + 4 ThiO + 4Н+ + SO4 = R2 SO4 + 2[Au(ThiO)2]+ + 4HCN Для десорбции (элюирования) используется раствор 80-90г/л ThiO и 20г/л Н2 SO4. Лучше десорбция идет при температуре 40-50С° Технологические параметры регенерации анионита АМ-2Б Использование для десорбции других реагентов (органические растворители: ацетон, спирты, этилацетат, в смеси неорганическими кислотами; 20%-ный раствор глицерина в щелочной среде; роданистые соединения - калия, натрия и аммония) не достаточно эффективно.

Осаждение золота из тиомочевинных растворов.

После десорбции получают товарный регенерат (элюат) с массовой концентрацией золота 0,5-2,0г/л. Известно три метода извлечения золота из тиомочевинных растворов (рис.19 и 20).

1. Цементация цинком, свинцом или алюминием.

2. Осаждение щелочью.

3. Электролитический (электролиз с нерастворимым анодом).

Цементация, например, цинком протекает по реакции:

Свободная энергия реакции достаточно высокая (- 224кДж) и обеспечивает достаточно полное и быстрое осаждение золота и серебра, однако, получающиеся осадки содержат небольшое количество БМ (10-20%). Кроме того, процесс характеризуется значительным расходом металла - осадителя и тиомочевины (изза загрязнения и необходимости вывода её с оборота).

В процессе осаждения щелочью золото и серебро выпадают в осадок в виде малорастворимых гидрооксидов. Одновременно осаждаются железо, медь и др.

Полученный осадок содержит 35 – 50% БМ. Этот метод достаточно прост и обеспечивает полное осаждение БМ, однако его основные недостатки: небогатый осадок, повышенный расход тиомочевины (из-за её частичного разложение щелочью), снижение десорбирующей способности оборотного раствора (накапливание сульфата натрия).

Наибольшее распространение получил электролитический метод, который, несмотря на свою сложность, дает возможность получить богатый по БМ товарный продукт (90-95%) и дает возможность в большей степени использовать дорогую тиомочевину в обороте.

Электролиз ведут с разделенными мембранами анодным и катодным пространствами. В катодное пространство подают золотосодержащий регенерат, в анодное – раствор серной кислоты (20г/л). Катод волокнистый углерод, анодом может служить Pt, Pb, углерод. К.п.д. не более 20%.

5. Извлечение золота и серебра с применением сорбции активным углем.

Исходным сырьём для АУ являются природные материалы: древесный уголь, торфяной кокс, уголь из скорлупы кокосовых орехов, каменные и бурые угли.

Вначале из сырья удаляют (при 500-700°С в вакууме) летучие составляющие и получают малопористую структуру. Для получения микропористую структуру необходимо окислить ~ 50% углерода водяным паром и (или) оксидом углерода.

При этом получают очень развитую поверхность до 1000м2/г. При этом микропоры от 0,5 до 100нм. Для АУ, полученного из скорлупы кокосовых орехов, количество микропор радиусом 1нм составляет ~ 80%, а из каменного угля только 20%, очевидно этим объясняется высокие показатели сорбции БМ АУ из скорлупы кокосовых орехов.

Адсорбцию углем ионов из раствора можно представить следующим образом. Вначале уголь за счет развитой поверхности сорбирует кислород из воздуха, далее при последующем взаимодействии в растворе (электролите) происходит образование ОН (О2 + Н2 ), т.е. получение анионита. Если уголь контактирует с кислородом при 400°С можно получить и катионит с подвижными ионами Н+.

Основные преимущества сорбционной технологии с применением активного угля.

Возможность сорбции Аu даже из сравнительно бедных цианистых Сорбция БМ из растворов со значительным содержанием примесей (400-500мг/л Сu, 40-50мг/л Zn).

Растворы содержат более низкую концентрацию цианида и отсутствие оборотного цинка.

В литературе по сорбции АУ встречаются следующие процессы:

CIP – «уголь в пульпе» вначале проводят цианирование (без угля предварительное цианирование), затем ведут сорбционное цианирование.

CIL – сорбционное цианирование без предварительного цианирования.

СIC – сорбция из осветленных или полуосветленных растворов.

Сорбцию БМ АУ ведут из пульп, содержащих 40 -45% твердого, массовая концентрация СN - 0,1-0,2г/л, РН 10-10,5. Единовременная загрузка сорбента 10-30г/л, ёмкость ЕАu = 2-8г/кг.

Недостаток – невысокая механическая прочность: потери составляют 100гна т руды, а также небольшая ёмкость.

Достаточно важный и дорогой процесс. Известны и наиболее изучены процесса.

1. Процесс Задра (США). Десорбцию проводят раствором 0.1% NaCN и 1% NaOH, при T = 85 - 95°С, продолжительность 24- 60ч. Характеризуется только одним недостатком – большая длительность процесса (применяется для сравнительно небольших по производительности предприятий).

2. «Спиртовый» процесс. Усовершенствованный первый способ, т.е. в раствор цианида и щелочи добавляют 20% спирта. T = 80°С, продолжительность 5-6ч. Сравнительно затратный и пожароопасный процесс.

3. Автоклавный процесс. Используется также раствор 0.1% NaCN и 1% NaOH, при T = 160°С, т.е. в автоклаве, давление 350кПа (3,5ат), продолжительность 2-6ч. Наиболее широко применяемый способ.

4. Процесс с предварительным кондинцианированием (ЮАР).

Насыщенный уголь перед элюированием обрабатывают (V y : V p = 0. 5:1) раствором 1% NaCN и 5% NaOH, а затем элюирование ведут горячей водой (V y : V p = 5:1), продолжительность 9ч.

Регенерацию насыщенного угля проводят в три стадии: вначале уголь обрабатывают раствором кислоты (соляной или азотной) для удаления из угля карбоната кальция (СаСО3), а также для частичного удаления ЦМ и оксиды железа. На 2-ой стадии ведут десорбцию БМ. На 3-ей - ведут термообработку при Т = 500-700°С 15 – 30 мин. для сжигания смолистых веществ. Далее уголь охлаждается и после отделения мелочи (- 0,8мм) направляют вновь на сорбцию.

Из элюата золото и серебро извлекают электролизом (чаще) осаждают цинком. Наиболее распространенный электролизёр Задра.

7. Переработка упорного золотосодержащего сырья.

Золотосодержащие руды и концентраты, обработка которых в обычных (известных) условиях цианистого процесса не обеспечивает достаточно высокого извлечения золота или сопровождается повышенными затратами на отдельные технологические процессы, называют упорными.

По предложению В.В. Лодейщикова (1968г) к упорному минеральному сырью можно отнести если:

1. Извлечение золота в раствор при цианировании составляет менее 90%, а содержание Аu в кеках превышает 0,5 – 1,0г/т.

2. Продолжительность выщелачивания более 24ч при измельчении исходного продукта не более 0,074мм.

4. Пульпа плохо сгущается и нефильтруется.

5. Расход цианида не превышает 1кг/т.

Обычно неупорные или легко перерабатываемые руды это кварцевые с небольшим количеством сульфидов и окисленных соединений железа, золото в которых находится в основном в свободном состоянии. Все остальные руды в той или иной степени упорные и требуют применения специальных методов переработки.

На основании многолетних исследовательских работ и опыта промышленной переработки можно выделить основные типы упорности золотосодержащих руд, которые представлены в табл. 7. Как правило, упорность руды сопровождается двумя или даже тремя факторами упорности.

Для определения упорности золотосодержащей руды, как правило, применяют рациональный метод анализа. Смысл которого состоит в определении формы нахождения золота в пробе руды.

Свободное золото определяется амальгамацией.

Цианируемое золото определяется цианированием пробы после амальгамации.

Золото, связанное с сурьмой и мышьяком - определяется цианированием после щелочной обработки.

Золото, связанное с оксидами (после солянокислотной обработки).

Золото, связанное с сульфидами (после азотнокислого выщелачивания).

Золото, связанное с кварцем остаток.

Суммарное золото должно соответствовать содержанию золота в пробе.

Таблица 7. Типы золотосодержащих упорных руд тонковкрапленным (пирите, арсенопирите и др.) затрудняющая вскрытие золота Медистые вторичных пленок, тормозящих растворение, быстрая Сурьмянистые Углистые Сорбция растворенного золота углистым веществом.

Глинистые Феррозолотые Переработка руды с тонковкрапленным золотом.

Золото меньше 5мкм, находящемся в тонком срастании минералов.

Может прорастать с кварцем (1-ая категория) и с сульфидами (2-ая категория).

1-ая категория тонковкрапленное золото в кварце считается наиболее упорным. Перерабатывается вскрытием, т.е. более тонким измельчением до 95% - 0,04мм и менее. При этом могут получить отвальные кеки. Однако, при этом возрастают (~ в 2 раза) затраты на переработку, кроме того, ухудшаются условия сгущения и фильтрации.

2-ая категория тонковкрапленное золото в сульфидах наиболее широко представлена в золотосодержащих рудах и также является достаточно упорным сырьем. Золото находится главным образом в пирите (FeS2) и арсенопирите (FeAsS).

Самый старый известный процесс переработки сульфидных золотосодержащих концентратов с применением обжига. Используется обжиг в одну или две стадии в зависимости от исходного минерального состава руды. Цель операции обжига получить пористый продукт, при цианировании которого золото стало доступным для раствора.

В одну стадию ведут, если в руде мало или совсем нет арсенопирита.

Температура не выше 700°С (если выше шихта может оплавляться за счет местного перегрева до 950°С при окислении сульфида). Кислород добавляют с избытком.

В две стадии обжиг ведут, если в руде присутствуют и пирит и арсенопирит. На первой стадии ведут с недостатком кислорода, чтобы окислить мышьяк только до 3-х валентного (As2O3) и перевести его в газовую фазу. Во второй стадии с добавлением кислорода до обжигается сера.

Суммарная массовая доля серы и мышьяка должно быть не более 1%.

Если вести процесс вести в одну стадию, то образуется арсенат железа Fe2(AsO)4, который обволакивает золото и оно не цианируется.

7.1. Автоклавное выщелачивание золотосодержащих руд.

В настоящее время данный метод переработки считается наиболее перспективным, несмотря на использования достаточно сложного оборудования и высокой температуры (T =120 - 180°C) и давления кислорода (Ро= 2-10 ат. или 0,2 – 1,0 МПа).

Автоклавное выщелачивание (АВ) ведут в кислой и щелочной среде.

Продукты АВ золотосодержащих сульфидных продуктов представлены на рис.27.

Известны АВ в растворе аммиака, перекиси водорода и азотной кислоты и в др. растворах, однако в производстве они применяются редко.

Упорные золотосодержащие сульфидные руды перед цианированием подвергают бактериальному выщелачиванию, электролитическому окислению и так далее. Исследования в этом направлении идут уже много лет. Цель одна полнее извлечь золото.

FeS2 + Fe2(SO4) FeAsS + O Рис.27. Основные продукты автоклавного выщелачивания сульфидов.

Основной недостаток АВ в кислой среде: образование элементарной серы и арсената железа. Эти продукты обволакивают золото и препятствуют его выщелачиванию при последующем цианировании кека. Кислотное АВ чаще используют после предварительного обжига, чтобы уменьшить содержание серы и мышьяка.

АВ в щелочной среде с технологической точки зрения более предпочтителен. Однако, и он не лишен недостатка – значительный расход щелочи на 1т FeS2 0.33т NaOH.

7.2. Другие методы переработка золотосодержащих продуктов.

Медь в золотосодержащих рудах (концентратах) может присутствовать в виде сульфидных минералов (халькопирит – CuFeS2, борнит – Cu3FeS4, халькозин - Cu2S u т.д.) или окисленных (малахит – CuCO3· Cu(OH)2, азурит - 2CuCO3· Cu(OH)2, хризоколла – CuSiO3 и т.д.).

Сульфидсодержащие руды обычно подвергают флотации сульфидов, полученные концентраты, как правило, содержат БМ и их направляют на МПЗ (в России и за рубежом). Хвосты иногда цианируют, если в них достаточное количество золота.

Окисленные руды предварительно обрабатывают серной кислотой и далее цианируют. Если, присутствуют карбонаты, тогда вместо кислотной обработки руду выщелачивают аммиачно-карбонатными растворами.

В случае незначительного количества меди в руде для извлечения золота вдут цианирование, но с пониженной концентрацией цианида – 0,01Метод Мостовича В.Я. применяют для смешанных руд (т.е.

сульфидных и окисленных), согласно которому вначале руду выщелачивают раствором серной кислоты, далее в пульпу вводят губчатое железо, для осаждения меди. Из полученной пульпы ведут сульфидную (и медную) флотацию, концентрат направляют на МПЗ, а кек в отвал или цианируют.

Присутствие меди в руде в процессе цианирования приводит не только к повышенному расходу цианида (NaCN), но и к образованию плотной пленки на золоте (возможно в виде AuCu(CN)2) и токсичного газа дициана СN)2.

Сурьмянистые золотосодержащие продукты цианируют (с пониженной концентрацией (СN), если массовая доля Sb не превышает 0,5%. При значительном содержании Sb переработку ведут с применением разных технологических решений.

1. Сурьму (сульфидную) отделяют флотацией, полученный концентрат направляют на извлечение Sb и богатого по золоту промпродукта. Иногда концентрат отправляют на МПЗ.

2. Если Sb недостаточно, для МПЗ, тогда руду выщелачивают раствором щелочи с целью растворения сурьмы и выделения её из раствора. Полученный кек цианируют.

Золотосодержащие углистые руды – самые распространенное минеральное сырье. Применяют много способов флотации и отделения или уменьшения сорбции золота природными сорбентами, однако положительных результатов мало. Наиболее распространенные способы предварительной обработки руды перед цианированием.

1. Подбор оптимального измельчения руды и продолжительности цианирования.

2. Предварительная щелочная обработка (NaOH – 70-100г/л, 3. Использование в процессе цианирования реагентов для подавления сорбции золота природным углем (керосин, скипидар, органические цианиды т.п.).

4. Проведение десорбции кеков цианирования (например раствором Na2S в три стадии).

6. Наиболее эффективный вариант – проведение сорбционного выщелачивания без предварительного цианирования:

Концентраты и руды могут содержать коалины (Al2O3·SiO2·H2O) или охру (окислы железа). Содержание глинистых веществ может достигать 30% (например, Нижний Куранах в Якуии).

Выделяют три причины упорности.

За счет образования студенистой или коллоидной массы (размер гели ~ 0,1-1,0мкм) существенно снижается доступ О2 и CN к золоту и следовательно извлечение БМ снижается.

За счет образования развитой поверхности коллоидной массы сорбируется золото.

Снижается или даже совсем прекращается фильтрация и декантация.

Для нейтрализации 2 и 3 причин часто используют сорбционное цианирование с повышенным расходом сорбента. Для нейтрализации причины часто используют при выщелачивании более интенсивное механическое перемешивание (например, сброс пульпы на сетку).

В этих рудах золото покрыто плотными пленками из оксидов железа (гетита, лимонита, магнетита и т.п.). Самый эффективный способ это прокаливание руды при температуре 300-350°С, при этом происходит растрескивание пленки и образуется более пористая структура.

Например, в Якутии на Июньском месторождении от такой операции были получены кеки 0,6г/т, а были 2,0г/т.

8. Переработка гравитационных золотосодержащих концентратов Для извлечения крупного свободного золота (более 0,1мм) перед флотацией и цианированием применяют гравитационные методы.

Необходимость выделения крупного золота, которое присутствует практически во всех рудах, вызвано следующими причинами:

- время растворения крупного золота цианированием чрезмерно велико;

- частицы крупного золота в процессе дробления и измельчения затираются другими минералами и железом, что влечет к повышенным потерям;

- извлечение части золота (20-60%) в голове процесса простым и дешевым способом приводит общему повышению извлечению золота (на 1,5-3%) и снижению эксплутационных затрат.

В прошлом веке гравитационные концентраты перерабатывали с применением амальгамации, однако, из-за токсичности и невысоких технологических показателей, от неё отказались. В России с 1989г за рубежом раньше. В настоящее время гравиоконцентраты перерабатывают двумя методами.

1. Интенсивное цианирование в специальных конусах с одновременным выделением золота из раствора электролизом. Данный способ позволяет получить хорошие результаты при сравнительно некрупном золоте (менее 0,05 – 0,07мм).

2. Доводка гравитационного концентрата до «золотой головки» (ЗГ), а хвосты и промпродукты гравитационной доводки цианируют. Содержание золота в ЗГ более 1кг/т (обычно ~ 5-10кг/т), а извлечение в неё 20 – 70%.

В зависимости от состава ЗГ можно сразу плавить или, если в ней содержатся сульфиды, ЗГ обжигают, а затем плавят огарок на сплав Доре.

В качестве флюсов при плавке ЗГ применяют соду, буру, кварц. В случае значительного количества в ЗГ цветных металлов (Cu, Pb и др.) применяют плавку огарка на веркблей. Схемы переработки ЗГ представлены на рис.28.

Перспективной технологией переработки ЗГ является кислотная схема, которая дает возможность исключить обжиг, уменьшить массу проплавляемой шихты и повысить качество получаемого сплава Доре.

Цинковые осадки (ЦО), кроме золота и серебра, содержат: цинк (металлический, оксид, цианид), свинец (металлический, оксид, соль), железо, медь, мышьяк, висмут, селен, теллур и др. Технические условия на ЦО в России (ТУ – 48 – 16 – 3 -78):

Au не менее 4%;

Pb не более 20%;

Zn не более 60%;

SiO2+CaO+Al2O3 не более 30%.

Способы переработки ЦО определяются химическим составом и объёмом переработки. Известные технологии можно условно разделить на три группы.

1. С предварительной кислотной обработкой. В качестве кислоты применяют серную или соляную. После кислотной обработки твердый остаток, в котором концентрация золота и серебра увеличивается в 2-3 раза, плавят с флюсами (сода и бура) на сплав Доре, направляемый на аффинажный завод. При кислотной обработке следует учитывать возможное выделение токсичных соединений:

синильная кислота (НСN), арсин (АsН3), стибнин (SbH3).

2.Прямая плавка ЦО со специально подобранной шихтой и определяется конкретным химическим составом. Как правило, полученный сплав содержит большое количество свинца.

3. Гидрометаллургическая технология предусматривает последовательное выщелачивание ЦО разными кислотами (серной, соляной с пропусканием хлора, царской водкой и т.п.) с получение отдельно золотого и серебряного продуктов, а также концентратов цветных металлов. Несмотря на комплексность, гидрометаллургическая схема громоздкая и характеризуется большим объёмом растворов.

9. Новые технологии аффинажа золота и серебра.

Аффинаж – получение чистых благородных металлов Au, Ag и МПГ (Pd, Pt, Rh, Ru, Os, Ir). Для остальных цветных металлов получение чистых металлов называют рафинирование металлов, а для благородных металлов – аффинаж.

Исходными продуктами для аффинажа золота и серебра являются товарные продукты золотодобывающих предприятий (с/а, обогатительных и золотодобывающих фабрик, золотоперерабатывающих предприятий и т.п.).

1. Шлиховое золото - сыпучий неоднородный материал с массовой долей Au более 40%, Ag до 50%, ЦМ до 5%.

2. Катодное золото - сыпучий неоднородный мелкий материал с массовой долей Au более 20%, Ag до 60%, ЦМ до 20%.

3. Цинковые осадки - сыпучий неоднородный мелкий материал с массовой долей Au не менее 4%, Ag до 10% (ТУ – 48-16Рb до 20%, Zn до 60%.

4.1.Золотосеребряные, с массовой долей Аu более 20%.

4.2. Серебрянозолотые, с массовой долей Ag более 80%.

5. Сплавы, полученные после плавки шлихового и катодного золота (сплав Доре).

Золотодобывающих предприятий в России более 1000, а аффинажных лицензированных заводов 12.

Исходный продукт, который поступает на аффинажный завод, должен быть принят заводом на учет как по количеству (масса, т.е. весовая характеристика), так и по качеству (массовые доли БМ). Наиболее важная качественная характеристика, т.е. массовые доли БМ в поступающем сырье.

Для этого на заводе проводят приемную плавку (ПП) исходного сырья.

Только после опробования завод принимает на свой учет количество БМ и производит (основной) расчет с поставщиком за БМ. ПП проводят для получения однородного продукта и его представительного опробования. На рис.30 представлена схема ПП шлихового золота.

Приемную плавку крупных поставщиков часто ведут в присутствии их представителей.

В случае появления аффинажной разницы, как правило, не совпадают массовые доли БМ, проводится арбитражный анализ в институте, который оговорен в договоре по поставке сырья на переработку.

По виду (методу) используемого основного металлургического передела известные методы можно разделить на три метода:

1. Пирометаллургический или хлорный.

2. Электролитический.

3. Химический.

Часто аффинажные (перерабатывающие) заводы используют два или даже все три. Например, Новосибирский аффинажный завод более 60 лет использовал в основном электролитический, а в Узбекистане ( г. Новои) до сих пор ведут электролиз золота в растворе «царской водки». Но чаще применяют в комплексе - хлорный и электролитический. А в последнее время, перспективным является использование хлорного и химического или одного химического.

Пирометаллургический или хлорный метод.

Применение хлорного газа для очистки расплавленного золота впервые было предложено Л. Томсоном в 1838г, а 1867г пробирер монетного двора в.

Сиднее Ф.Б.Миллер применил хлор для очистки золотосеребряного сплава.

Практически с этого времени, данная операция стала называться «хлорный процесс Миллера».

Сущность процесса Миллера заключается в том, что через черновой расплав золота (T=1100-1200°C) продувают газообразный хлор (Cl2). Хлор в первую очередь взаимодействует с неблагородными металлами, затем с медью и с серебром и далее с золотом и МПГ. Часть хлоридов (железа, свинца и цинка) переходят в газовую фазу, а хлориды серебра и меди, имея меньшую плотность, переходят в шлак. Свойства хлоридов основных металлов чернового золота и очередность хлорирования Ме представлены на рис.32.

Реальный переход хлоридов примесей в газовую фазу и в шлак практически совпадает с термодинамическими расчетами.

Вначале хлорирование применяли для высокопробного чернового сплава в: Австралии (1867), Канаде (1896), ЮАР (1922).

В России хлорирование использовали с 1922г в Московской плавильной аффинажной лаборатории Наркомфина для очистки низкопробного золотого сплава с массовой долей Au – 55-73%, Ag – 6-20%, лигатуры 6-18%.

В ЮАР ведут самое крупномасштабное хлорирование на заводе «Рэнд Рифайнер Лимитед». Используется индукционная печь 150квт (0,3-0,5М3 на 7,5т сплава), хлорируется черновой сплав (Au – 80-90%, Ag – 8-16%, лигатуры до 5%) в течение 45мин.,для ошлакования используют флюсы:

соду, буру, натрий хлористый, кварц. Полученный шлак плавят с содой (для восстановления 20-25% серебра), полученное серебро захватывает крупные частицы золота и оседает с получением сплава до 25% Au. Хлоридный шлак гранулируют (сливаю в воду, гранулы 2мм) и обрабатывают раствором гипохлорита натрия (NaClO3) для растворения (очистки хлорида серебра) меди и свинца. Далее хлорид серебра восстанавливают цинком и получают Ag – 99,6%, который идет на электролиз.

В настоящее время процесс Миллера применяют в Германии, в Великобритании, в России и т.д.

Процесс хлорирования является основным для низкопробного чернового сплава золота (Ag более 20%), он проще электролитического, но получаемое золото недостаточно чистое – 99,5-99,63%. Для получения более чистого золото дополнительно еще используют электролитический или химический.

Кроме того, не отделяет МПГ и требуется достаточно сложная система газоочистки.

Электролитом служит водный раствор золотохлористоводородной кислоты с добавкой соляной кислоты:

Au (катод) // HAuCl4, HCl, H2O, примеси // Аu с примесями (анод) Есть три особенности электролиза золота.

1-ая. На катоде восстанавливается анион, а не катион по реакции:

AuCl4 + 3e Au + 4Cl, стандартный потенциал ° = 0,99В, поэтому восстановление водорода практически исключено.

На аноде происходит растворение золота:

Au + 4Cl - 3e AuCl Для предотвращения выделения на аноде хлора ( ° = +1,3 °В) и кислорода из воды ( ° = +1,23В) электролиз ведут с добавлением соляной кислоты (1-3М) и при повышенной температуре (50-70°С).

2-ая. Золото в раствор переходит не только 3-х валентного, но и одно валентного, т.е. в виде комплекса AuCl2, который разлагается по реакции диспропорционирования:

AuCl2 AuCl4 + 2Au + 2Cl Поэтому часть золота переходит в анодный шлам, а часть восстанавливается на катоде, при этом выход по току может превышать 100%.

3-ья особенность. Применение асимметрического переменного тока (процесс Вольвиля). Для этого последовательно к генератору постоянного тока включают генератор переменного тока э.д.с., которого превышает э.д.с.

постоянного тока. Это приводит к деполяризации анода и способствует отделению хлорида серебра с поверхности анода. В процессе электролиза примеси накапливаются в электролите и его периодически сливают и заливают чистый. Электролит непригоден, если в электролите: Au менее 100г/л, Cu более 90г/л, Pt более 50г/л, Pd более 15г/л. Если в золотом сплаве 0,6% Bi, 0.9% Pb и 12% Ag анод полностью пассивируется.

Схема электролитического аффинажа золота достаточно сложная и её можно найти в специальной литературе. А по операциям в целом схема состоит:

• Плавка сплава на аноды.

• Приготовление электролита.

• Приготовление катодных матриц.

• Первая стадия электролиза.

• Вторая стадия электролиза.

• Переработка отработанного электролита.

• Переработка продуктов электролиза (анодного шлама, остатков На первой стадии электролиза используется сплав с массовой долей (м.д.) Au – не менее 85%, Ag не более 13%, лигатуры не более 5%.Катодами служат титановые пластины или гофрированные матрицы из золота (Au – 99,96%). Плотность тока 800 – 1500 А/м2, Температура 60 - 80°С.

На Новоийском ГМК (Узбекистан) используют царсководочный электролит, г/л: HNO3 – 95-110, HCl – 130-160. Это дает возможность перерабатывать сплавы с м.д. Сu до 20%, однако, для исключения растворения чистого золота надо следить за концентрацией HNO3.

В целом электролитический метод рафинирования золота обеспечивает качественное золото (иногда в 2 стадии), характеризуется небольшими объёмами растворов, но имеет и существенные недостатки:

• Для реализации технологии необходимо наличие оборотного золота, которое постоянно перерабатывается и находится в обороте. На 10т аффинированного золота, требуется минимум 300 -350 кг Au.

• Сплавы на аноды должны быть с м.д. Au не менее 80-85%, Ag не • Как правило, для получения качественного Au за одну стадию требуется проведение предварительной операции Миллера (процесс Миллера + электролиз считается классическим до сих пор).

• Процесс длительный и требует значительных затрат ручного труда.

Химический метод основан на растворении чернового сплава золота «царской водкой (смесью кислот – кислотная технология) или гидрохлорированием (пропускание Сl2 в хлоридный раствор). Из раствора золото извлекают экстракцией или осаждением.

Для экстракции пока используется один экстрагент: дибутилкарбитол – ДБК (продукт взаимодействия дибутилового эфира и диэтиленгликоля С4Н9О(С2Н4О)2С4Н9).

Экстракцию используют вАктоне (Великобритания), шламы от электролиза Cu и Ni после гидрохлориравания экстрагируют ДБК в 2 стадии, экстрагент далее промывают слабым раствором соляной кислоты и затем реэкстрагируют горячим раствором щавелевой кислоты с получением Au 99,99%.

Также экстракцию применяют на заводе Кеннокота (США).

Экстракционные методы извлечения золота из растворов можно считать перспективными и, прежде всего с использованием ДБК.

Исследование, проведенные в институте «Иргиредмет» по экстракции Au ДБК из хлоридных и царсководочных растворов выщелачивания шлихового золота, КО, ЦО показал возможность получения Au 99,99%. Особенно методы экстракции эффективны для извлечения золота из загрязненных растворов, полученных при выщелачивании вторичного золотосодержащего сырья (ЩЗВДМ).

До процессов Миллера и электролиза кислотные методы были единственные для повышения содержания золота в сплаве. Известны три метода:

1-ый с применением азотной кислоты. Сплав после грануляции обрабатывали раствором кислоты, при этом успешное выщелачивание серебра (основной примеси) проходило при соотношении Ag : Au = 2,5-3,0 :

2-ой способ отличается от первого тем, что вместо азотной кислоты использовали концентрированную серную кислоту и выщелачивание вели в 2-3 стадии.

3-ий метод сплав выщелачивали раствором царской водки, раствор далее кипятили (для отделения азотной кислоты), а золото осаждали, например, железным купоросом (FeSO4). Получали, как правило, Au 99,8-99,9%.

Совсем недавно кислотные методы аффинажа золота считались бесперспективными, которые необеспечивали получение золота необходимого качества. Однако, учитывая, что при электролизе используется оборотный металл, стоимость которого постоянно растет, исследование по аффинажу постоянно вели и в основном с использованием кислот. Две из которых уже применяют в производстве.

На КЗЦМ используют кислотную технологию с осаждением золота нитритом натрия (NaNO3). Сплав после приемной плавки переводят в стружку (на токарном станке), затем гидрохлорируют в две стадии, полученный раствор очищают путем добавления щелочи (РН 4,4-4,5) и фосфата натрия. Золото из очищенного раствора осаждают нитритом натрия.

Для удаления остатков серебра полученное золото разваривают в соляной кислоте.

В 1998г на Колымском аффинажном заводе внедрена кислотная технология аффинажа золота вместо американской электролизной. Схема представлена на рис 34.

Основные преимущества кислотной технологии аффинажа (КТА) золота по сравнению с электролитической.

1. КТА позволяет перерабатывать Au - Ag сплавы, с м.д. Ag до 23% (для электролиза 13%).

2. Переработка ведется без использования закупаемого золота оборотного металла. (для электролиза минимальное количество оборотного металла 300 – 350кг на 10т аффинированного золота, если 1г Au ~ 50$, то на производительность завода 30т аффинированного Au экономический эффект составит более 50 мил.

3. Для переработки сплавов с большим содержанием серебра (23 -50%) более эффективная технология, сочетающая процесс Миллера и кислотную схему переработки.

4. Технология более простая и производительная.

Кислотная технология также внедрена на Новосибирском аффинажном заводе и интенсивно ведутся исследования на ПЗЦМ.

Основным методом рафинирования серебра является электролитический, который при сравнительно несложном оборудовании гарантирует получение (как правило, в две стадии) качественное аффинированное серебро.

Предложенные пирометаллургические и гидрометаллургические с осаждение металла признания не получили и используются в единичных случаях, например, на КЗЦМ.

Первым опытом успешного получения чистого серебра электролизом было предложение в 1884г Мэбиусом и им же предложена конструкция электролизера, которая до сих пор широко используется с небольшими совершенствованиями. Основное преимущество предложенного метода заключается в применении нитратного раствора, в котором массовая концентрация (м.к.) серебра уникальная до 1кг/л. Схему электролиза можно представить:

Ag (катод) // AgNO3, HNO3, H2O, примеси // Аg с примесями (анод) На аноде Ag - e Ag+, стандартный потенциал ° = 0,799В.

Примеси более положительные (Au, Pt, Pd и т.д.) выпадают в шлам.

Выделение О2 нет ( °= 1,23В). Более отрицательные (Cu, Pb, Bi, Zn, Fе и т.д.) переходят в раствор.

На катоде Ag+ + e Ag Скорость разрядки достаточно высокая поэтому электролиз ведут при достаточно высокой плотности тока 500 – 1000А/м2. Для выделения Н требуется очень низкая концентрация серебра в растворе.

Для увеличения электропроводности электролита добавляют 5 – 25г/л HNO3. М.д. золота 20% в сплаве не нарушает процесс электролиза, при большем содержании образуется плотная пленка на аноде.

Для Рt ° = +1,2В, для Pd ° = 0,987В, поэтому эти металлы могут соосаждаться на катоде при массовой концентрации в растворе Рt более 0,1г/л, Pd более 0,025г/л. Меди в растворе не должно превышать 90г/л, при м.к. Ag не менее 100г/л.

В целом электролитическая схема аффинажа серебра достаточно сложная и на сводится к следующим основным операциям:

Приготовление электролита.

Плавка сплава на аноды.

Предварительный электролиз.

Первая стадия электролиза.

Вторая стадия электролиза.

Обработка продуктов электролиза (электролита, анодных осадков, 7. Плавка готовой продукции.

Для снижения количества оборотного серебра при электролизе (основной недостаток электролизной технологии) уже много лет ведут исследования по усовершенствованию процесса электролиза. Очень много работ.

Наиболее перспективным является электролиз с насыпным анодом. В Японии такой электролизер работает на заводе Ниихимо.

Электролизёр представляет собой ванну, в центре которой медленно вращается (по горизонтали) цилиндрический катод; по окружности расположены 12 сеток с гранулами чернового серебра. Аффинированное кристаллы серебра счищают ножом на дно ванны и далее их выгружают и промывают. Основное достоинство этого электролизера – минимальное количество остатков анодных гранул.

На Норильском комбинате, на котором получают десяток т аффинированного серебра, вначале из раствора осаждают AgCl, далее его восстанавливают гидразином (N2H4) в растворе гипохлорита натрия (NaClO3), полученное серебро направляют на электролиз. Достоинство данной технологии, как правило, требуется одна стадия электролиза (технология Болидэна).

На КЗЦМ получают аффинированное серебро химическим способом (серебра тоже не очень много). Получаемый, в процессе аффинажа золота и МПГ, промпродукт хлорид серебра (AgCl) восстанавливают железом (в хлоридном растворе РН 3-3,5), полученное серебро растворяют в азотной кислоте, далее раствор очищают щелочью (РН 6-6,5), а из раствора нитритом натрия осаждают нитрит серебра (AgNO2) с последующим выделением оксида серебра (Ag2O), после прокалки, которого получают чистое серебро.

Основной недостаток данной технологии сравнительно низкое извлечение серебра – 84-92%.

5.3. Перечень рекомендуемых лабораторных работ Учебным планом данный вид занятий не предусмотрен.

5.4. Краткое описание практических занятий 1.Основные методы исследования золотосодержащего сырья для разработки технологии извлечения золота.

2.Составление рациональных технологических схем переработки на основе данных состава исходного золотосодержащего сырья.

3.Расчет качественно-количественной схемы переработки золотосодержащего сырья.

4. Расчет материального баланса благородных металлов технологии переработки с операциями вскрытия упорного золота и сорбционного выщелачивания.

1.Применение автоклавных процессов в металлургии благородных металлов.

2.Технологии переработки полиметаллического золотосодержащего сырья.

3. Новые технологии переработки гравитационных золотосодержащих концентратов.

4. Новые технологии аффинажа золота и серебра.

5.4.3. Методические указания по выполнению заданий на Практическое занятие № 1. Основные методы исследования золотосодержащего сырья для разработки технологии извлечения золота.

Цель занятия: Знать основные методы анализа золотосодержащих продуктов и их назначение (гранулометрический, минералогический, пробирный и рациональный) Знать погрешность и основы проведения методов для разных золотосодержащих продуктов. Использование данных методов для разработки эффективной технологии извлечения благородных металлов.

План занятия:

1. Значение и важность гранулометрического, минералогического, пробирного и рационального методов анализа исходного золотосодержащего сырья для разработки технологии извлечения благородных металлов.

2. Сущность основных операций пробирного и рационального методов анализа золотосодержащих материалов.

3. Использование пробирного и рационального методов анализа золотосодержащих материалов в технологических расчетах для рациональной переработки золотосодержащего сырья.

Практическое занятие № 2. Составление рациональных технологических схем переработки на основе данных состава исходного золотосодержащего сырья.

Цель занятия: Оценка основных показателей существующих технологических схем переработки неупорных и упорных золотосодержащих руд.

План занятия:

1. Представить и разъяснить обобщенную технологическую схему переработки золотосодержащего сырья.

2. Рассмотреть пример рациональной технологии переработки неупорного золотосодержащего сырья.

3. Рассмотреть пример рациональной технологии переработки упорного золотосодержащего сырья.

4. Дать задание студентам для самостоятельного расчета с другими исходными данными.

5. Проверить выполнение задания.

Практическое занятие № 3. Расчет качественно-количественной схемы переработки золотосодержащего сырья.

Цель занятия: Разъяснить и показать выполнение расчета качественноколичественной схемы, необходимой для последующего проектирования технологии переработки золотосодержащего сырья.

План занятия:

1. Представить и разъяснить качественно-количественную технологическую схему переработки золотосодержащего сырья.

2. Рассмотреть пример расчета технологии переработки золотосодержащего сырья.

3. Дать задание студентам для самостоятельного расчета с другими исходными данными.

4. Проверить выполнение задания.

Практическое занятие № 4. Расчет материального баланса благородных металлов технологии переработки с операциями вскрытия упорного золота и сорбционного выщелачивания.

Цель занятия: Разъяснить и показать выполнение расчета материального баланса благородных металлов для технологии переработки золотосодержащего сырья с операциями вскрытия упорного золота и сорбционного выщелачивания.

План занятия:

1. Представить и разъяснить обобщенную технологическую схему переработки золотосодержащего сырья с операциями вскрытия упорного золота и сорбционного выщелачивания.

2. Рассмотреть пример расчета материального баланса благородных металлов для представленной технологии переработки золотосодержащего сырья.

3. Оценить вклад каждой операции в извлечении золота и серебра.

5.5. Краткое описание видов самостоятельной работы 5.5.1. Общий перечень видов самостоятельной работы 1.Подготовка к практическим и семинарским занятиям написание отчетов.

2.Закрепление теоретического курса, подготовка к ежемесячным контрольным вопросам.

3. Самостоятельное изучение разделов и тем курса. Написание реферата.

5.5.2. Методические рекомендации для выполнения для каждого задания Подготовка к практическим и семинарским занятиям написание отчетов.

Главной целью практических занятий по дисциплине является более детальное ознакомление с основными металлургическими переделами в технологиях получения благородных металлов, закрепление навыков металлургических расчетов.

На каждом практическом занятии студенту необходимо выполнить те задачи, которые отражены в целях работы, четко следовать ходу работы и выполнять требования к выполнению работы и оформлению отчетов.

Каждому заданию практических или семинарских занятий оформляется отчет. Отчеты оформляются в соответствии с требованиями методических указаний по выполнению каждой работы и требованиями стандарта СТО ИрГТУ.005-2007 «Учебно-методическая деятельность. Общие требования к оформлению текстовых и графических работ студентов».

Правильно выполненный отчет по заданию студент должен защитить. В случае успешной защиты преподаватель делает соответствующую отметку на титульном листе работы.

Закрепление теоретического курса, подготовка к ежемесячным контрольным вопросам.

Целью изучения дисциплины «Новые направления в металлургии благородных металлов» предполагает освоение определенного объёма теоретического материала, излагаемого на лекциях, в учебниках и в учебных пособиях.

Студенту необходимо работать над лекциями. При первом чтении необходимо получить общее представление об излагаемых вопросах и выявить трудные места. При повторном изучении обратиться к учебникам, учебным пособиям.

Самостоятельное изучение разделов и тем курса. Написание реферата.

При освоении дисциплины «Новые направления в металлургии благородных металлов» предусмотрено самостоятельное изучение разделов (тем) курса с написанием по данной теме реферата.

В процессе самостоятельного изучения материала курса по учебнику (учебному пособию) нужно, прежде всего, уяснить существо каждого излагаемого там вопроса. Главное — это понять изложенное в учебнике (учебном пособии), а не «заучить».

Изучать материал рекомендуется по главам учебника (учебного пособия).

Следует прочитать весь материал темы, не затронутый на лекции. Закончив изучение темы, полезно составить краткий конспект, по возможности не заглядывая в учебник (учебное пособие).

После изучения темы по учебнику (учебному пособию) желательно осуществить самопроверку приобретенных знаний, при этом полезно самостоятельно составить перечень вопросов для самопроверки. Ответив на вопрос, вы можете по учебнику проверить, правильно ли это сделано, если в правильности своего ответа сомневаетесь. Кроме того, по тетради с такими вопросами вы можете установить, весь ли материал, предусмотренный программой, вами изучен.

Темы для самостоятельного изучения 1. Сорбционное выщелачивание благородных металлов [1-3, 5- 8].

2. Перспективы металлургии благородных металлов. [1-3, 6, 8, 11-13].

3. Извлечение благородных металлов из цианистых растворов [3,6,11].

4. Извлечение золота из упорных руд. [1, 6-8,11-13].

5. Вторичная металлургия благородных металлов [3,10-12].

6. Извлечение благородных металлов из медных и никелевых анодных шламов. [2, 3, 11-14].

На последней неделе семестра студент должен предоставить преподавателю реферат на одну из предложенных тем объемом 15 страниц (2 тыс. знаков на страницу текста). При необходимости привести иллюстративный материал по тематике реферата. При написании реферата студент знакомится с рекомендованной преподавателем учебной литературой, а также статьями, опубликованными в журналах «Цветные металлы», «Цветная металлургия», «Известия вузов. Цветная металлургия», и информацией, найденной в поисковых системах сети Internet. Оформление реферата должно осуществляться согласно СТО ИрГТУ.005-2007 «Учебно-методическая деятельность. Общие требования к оформлению текстовых и графических работ студентов».

1. Вторичная металлургия благородных металлов. Источники, продукты, технология [3, 10-12].

2. Извлечение золота из упорных сульфидных пирит- и арсенопиритных концентратов[1, 6-8,11-13].

3. Извлечение золота из упорных сульфидных углистых концентратов[1, 6Извлечение золота из вод мирового океана [1-3, 6, 8, 11-13].

Перспективы применения биометаллургии в технологии извлечения золота [1,4,5,7,11-13].

7. Технологическая схема переработки анодных шламов медного и никелевого электролиза [2,3,11-14].

8. Перспективы применения автоклавных процессов для извлечения золота из упорных руд [1, 6-8,11-13].

9. Перспективные технологии аффинажа золота и серебра.

10. Физико-химические основы и перспективы сорбции золота активными углями [1-3, 5- 8, 11-13].

Подготовка к экзамену Подготовка к экзамену заключается в повторении материала, выносимого для итогового контроля знаний (перечень вопросов или тем, вынесенных на экзамен сообщается студентам преподавателем в конце семестра).

Критерием оценки итоговой аттестации являются:

соответствии с предъявляемыми требованиями.

Результаты тестирования (промежуточный контроль знаний).

Качество и полнота оформления реферата.

экзаменационных билетах.

5.5.3. Учебно-методическое обеспечение самостоятельной работы студентов Для успешной самостоятельной работы студенту необходимо использовать учебники, учебные пособия по дисциплине «Металлургия благородных металлов» и методические указания.

1. Теория металлургических процессов: учебник для вузов/ Г.Г.

Минеев,Т.С. Минеева, И.А. Жучков [.др.]. – Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2010. – 524с.

2. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия:

учебник для вузов по направлению «Металлургия». – М.: Академкнига, 2005. – 764 с.

3. Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. Учебник в 2-х кн. – М.: МИСИС, Изд. Дом «Руда и металлы», 2005. – 824с.

4. Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия, ч. I.

Рудоподготовка и выщелачивание. – Иркутск: ИрГТУ, 1998. – 702 c.

5. Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия, ч. II.

Выделение металлов из растворов и вопросы экологии. – Иркутск: ИрГТУ, 2000.

– 497 c.

6. Масленицкий И.Н. и др. Металлургия благородных металлов. – М.:

Металлургия, 1987. – 432 c.

7. Лодейщиков В.В. и др. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. - М. : Металлургия, 1973. – 287 c.

8. Лодейщиков В.В. Извлечение золота из упорных руд и концентратов. – М.:

Недра, 1968. – 204 c.

10. Процессы и аппараты цветной металлургии: учебник / С.С.

Набойченко, Н.Г. Агеев, А.П. Дорошкевич [и др.] – Екатеринбург: УПИ, 2005. – 699 с.

11..Ресурсы сети Интернет:

http://www.yandex.ru/;

- экономические новости на рынке цветных металлов: http://www.ereport.ru/;

12. «Известия вузов. Цветная металлургия» - периодический журнал (Изд-во МИСиС).

13. «Цветные металлы» - периодический журнал (Изд-во «Руда и металлы»).

14. Борбат В.Ф. Металлургия платиновых металлов. М.: Металлургия, 1977. – 167 с.

15. Карпухин А.И. Металлургия благородных металлов: к – т лекций Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2012.

16. Металлургия благородных металлов: метод. Указания/ сост. Карпухин А.И. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2012.

5.5.4. Описание курсового проекта (курсовой работы) Учебным планом данный вид занятий не предусмотрен.

6. Применяемые образовательные технологии При реализации данной программы применяются образовательные технологии, описанные в табл. 2.

Таблица 2 - Применяемые образовательные технологии 7. Контрольно-измерительные материалы и оценочные средства для текущего контроля успеваемости, промежуточной аттестации по итогам освоения дисциплины 7.1. Краткое описание контрольных мероприятий, применяемых контрольно-измерительных технологий и средств.

Весь курс дисциплины «Новые направления в металлургии благородных металлов» состоит из девяти разделов, которые читаются на третьем семестре, и заканчивается экзаменом. Для контроля знаний в процессе освоения дисциплины предусмотрено три вида контроля:

• текущий контроль – ответы на вопросы по разделам дисциплины;

• промежуточный контроль знаний по тестам;

• экзамен – ответы на контрольные вопросы.

7.2. Описание критериев оценки уровня освоения учебной программы.

Критерием оценки итоговой аттестации являются:

Оформление отчетов по заданиям практических занятий в соответствии с предъявляемыми требованиями.

Результаты тестирования (текущий и промежуточный контроль знаний).

Качество и полнота оформления реферата.

Аргументированный ответ на контрольные вопросы в экзаменационных билетах.

Уровень освоения учебной программы оценивается на экзамене. К экзамену допускаются бакалавры, оформлевшие и защитившие отчеты и расчеты, по заданиям практических занятий и сдавшие рефераты.

На «отлично» знания оцениваются при выполнении всех четырех критериев и учитывают:

• оформленные без замечаний отчеты и расчеты;

• активное участие при тестировании;

• полное и качественное раскрытия темы реферата;

• аргументированные и полные ответы на вопросы экзаменационного На «хорошо» знания оцениваются в случае не больших замечаний по реферату и при ответах на вопросы экзаменационного билета.

На «удовлетворительно» знания оцениваются в случае одного или двух существенных замечаний по реферату и при ответах на вопросы экзаменационного билета. Не достаточно полные ответы на один или два дополнительных вопроса преподавателя.

На «неудовлетворительно» знания оцениваются в случае двух или трех существенных замечаний по реферату и при ответах на вопросы экзаменационного билета. Неправильные ответы на один или два дополнительных вопроса преподавателя.

7.3. Контрольно измерительные материалы для итоговой аттестации по дисциплине. Примеры КИМ.

Раздел 1. Принципы переработки золотосодержащего сырья 1.Минералы золота и серебра.

2. Типы золотосодержащих руд.

3. Формы нахождения золота в минеральном сырье.

4. Обобщенная технологическая схема переработки золотосодержащей руды.

1. Значение цианистого процесса в металлургическом переделе.

2. Механизм и стадии протекания цианистого процесса.

3. Кинетические стадии процесса цианирования.

4. Возможные пути интенсификации процесса цианирования.

1. Перколяционное и кучное выщелачивание золотосодержащих руд.

2. Условия применения кучного выщелачивания.

3. Интенсификация процесса кучного выщелачивания.

4. Преимущества и перспективы кучного выщелачивания.

1. Какие металлы в отмеченном наборе составляют группу “благородных”?

2. Какой благородный металл имеет самую низкую температуру плавления?

3. Какой из перечисленных металлов имеет самую высокую плотность 4. Какие методы обогащения широко применяются при переработке золотосодержащих руд ?

а) Магнитное обогащение и флотация в) Гравитация и обогащение по крупности.

5. Минералогические формы нахождения золота в природе а) Металлическое золото и теллуриды 1. Благородные металлы заметно растворяются в присутствии _ (комплексообразователей, щелочи, кислоты).

2. При расплавлении серебра кислород растворяется в одном объёме Аg (10 объёмов, 15 объёмов.20 объёмов О2).

3.Какой металл добавляют в цинковую пыль при осаждении золота и серебра:

1. Совмещение операций выщелачивания и сорбции дает возможность:

А)…исключить операцию осаждения золота;

Б)…повысить извлечение золота;

В)…снизить затраты на переработку.

5. В каких единицах выражается ёмкость смолы: А)… г/т; Б)…%; В)…г/кг.

6. Какой раствор применяют для десорбции золота из ионита:

А)…раствор кислоты и тиомочевины;

Б)…раствор щёлочи и цианида;

В)…раствор двух кислот.

7. Какой раствор применяют для десорбции золота из активного угля:

А)…раствор кислоты и тиомочевины;

Б)…раствор щёлочи и цианида;

В)…раствор двух кислот.

8. Более эффективным способом выделения золота из элюата (смолы и угля) является:

А)…осаждением цинком;

Б)…осаждением щелочью;

В)…электролизом.

1. Какую руду считают упорной, если при цианировании этой руды в стандартных условиях извлечение золота в раствор составляет: А)…75 %; Б)… %; В)… 98 %.

2. Какой процесс следует рекомендовать для технологических исследований по переработке упорного сульфидсодержащего (пирит и арсенопирит) сырья: А)…обжиг в одну стадию; Б)…обжиг в две стадии;

В)…обжиг хлорирующий.

3. При автоклавном выщелачивании с применением щелочи золотосодержащего упорного концентрата, какой, прежде всего, следует учитывать технологический показатель: А)…извлечение золота при последующем цианировании; Б)…расход цианида; В)…расход щелочи.

4.Для реализации товарные продукты золотодобывающих предприятий направляют на заводы: А)…цветных металлов; Б)…по аффинажу; В)…по рафинированию цветных металлов.

5. Кто производит оплату по аффинажной переработке золотосодержащего продукта: А)…аффинажный завод; Б)…золотодобывающее предприятие; В)… Гохран.

6..Какой химический реагент (растворитель) был предложен для технологии золота, который позволил в начале 20 века резко увеличить мировую добычу золота;

7.. Какое выщелачивание целесообразно использовать для минерального сырья с некондиционным содержанием ценного компонента;

Контрольные вопросы к экзамену.

Классификация металлов и металлургических процессов.

Группа благородных металлов, её особенности и значение.

Минералогия и добыча золота. Понятие рудного и россыпного золота.

Общие принципы извлечения золота и серебра из рудного сырья.

Основные факторы, определяющие выбор технологии переработки золотосодержащих руд.

6. Рудоподготовка и гравитационное обогащение золотосодержащих руд.

7. Цианистый процесс – основной способ извлечения благородных металлов 8. Термодинамика процесса цианирования благородных металлов из рудного 9..Кинетика процесса цианирования золота и серебра.

10. Факторы влияющие (определяющие) процесс цианирования.

11.Взаимодействие цианистых растворов с сопутствующими минералами.

12.Способы цианирования, используемые на практике.

13.Цианирование просачиванием и кучным выщелачиванием.

14.Агитационное цианирование.

15.Осаждение благородных металлов из цианистых растворов цементацией.

16.Установка Меррилл – Кроу для цементации золота и серебра.

17.Сорбционный процесс. Свойства ионообменных смол.

18.Сорбционное выщелачивание и основные технологические показатели 19.Аппаратурное оформление сорбционного выщелачивания.

20.Сорбционное выщелачивание с применением смолы АМ – 2Б.

21.Десорбция (регенерация) золота со смолы АМ – 2Б.

22.Осаждение золота из тиомочевинных растворов.

23.Сорбция золота активными углями.

24.Десорбция золота и серебра с активных углей.

25.Электролитическое выделение золота и серебра из элюата смолы.

26.Электролитическое выделение золота и серебра из элюата активного угля.

27.Технологическая схема переработки кварцевых руд цианированием.

28.Технологическая схема переработки кварцевых руд сорбционным цианированием.

29.Понятие об упорных золотосодержащих рудах. Критерии упорности.

30.Переработка тонковкрапленного золота в кварцевых рудах.

31.Переработка тонковкрапленного золота в сульфидных рудах.

32.Переработка тонковкрапленного золота в сульфидных и углистых рудах.

33.Пробирный метод анализа БМ, его значение и применение.

34.Рациональный метод анализа на золото золотосодержащих продуктов, его значение и применение.

35.Основные операции рационального метода анализа на золото.

36.Автоклавное выщелачивание упорных сульфидных золотосодержащих концентратов в кислой среде.

37.Автоклавное выщелачивание упорных сульфидных золотосодержащих концентратов в щелочной среде.

38.Автоклавные процессы в металлургии благородных металлов 39.Извлечение золота из углистых руд.

40.Извлечение золота из глинистых руд.

41.Переработка гравитационных концентратов («золотой головки»).

42.Аффинаж золота и серебра. Его особенности и назначение.

43.Исходные продукты для аффинажа золота и серебра. Основной состав этих продуктов.

44.Товарная продукция аффинажных заводов.

45.Особенности проведения приемной плавки золотосеребряного сырья на аффинажном заводе.

46.Способы аффинажа золота.

47.Пирометаллургический хлорный процесс Миллера, его особенности и назначение.

48.На каких заводах в России используют процесс Миллера.

49.Химические способы аффинажа золота. Особенность и назначение.

50.Химическая технология аффинажа золота с применением экстракции.

51.Химическая технология аффинажа золота на КЗЦМ (г. Красноярск).

52.Химическая технология аффинажа золота на КАЗ (г. Магадан).

53.Способы аффинажа серебра.

54.Электролитический метод аффинажа серебра.

55.Какие преимущества дает процесс электролиза серебра с насыпным 8. Рекомендуемое информационное обеспечение дисциплины 8.1. Основная учебная литература Теория металлургических процессов: учебник для вузов/ Г.Г.

Минеев,Т.С. Минеева, И.А. Жучков [.др.]. – Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2010. – 524с.

Карпухин А.И. Металлургия благородных металлов/ к-т лекций. – Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2012.

Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. Учебник в 2-х кн. – М.: МИСИС, Изд. Дом «Руда и металлы», 2005. – 824с 8.2. Дополнительная учебная и справочная литература.

Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия: учебник для вузов по направлению «Металлургия». – М.:

Академкнига, 2005. – 764 с.

Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия, ч. I.

Рудоподготовка и выщелачивание. – Иркутск: ИрГТУ, 1998. – 702 c.

Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия, ч. II.

Выделение металлов из растворов и вопросы экологии. – Иркутск: ИрГТУ, 2000.

– 497 c.

Масленицкий И.Н. и др. Металлургия благородных металлов. – М.:

Металлургия, 1987. – 432 c.

Лодейщиков В.В. и др. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. - М. : Металлургия, 1973. – 287 c.

Лодейщиков В.В. Извлечение золота из упорных руд и концентратов. – М.: Недра, 1968. – 204 c.

Процессы и аппараты цветной металлургии: учебник / С.С.

Набойченко, Н.Г. Агеев, А.П. Дорошкевич [и др.] – Екатеринбург: УПИ, 2005. – 699 с.

Ресурсы сети Интернет:

- поисковые системы: Rambler http://www.rambler.ru, - экономические новости на рынке цветных металлов: http://www.ereport.ru/;

- сайты научных журналов «Цветные металлы», «Известия вузов. Цветная металлургия», «Технология металлов».

10.Рекомендуемые специализированные программные средства 11.Материально-техническое обеспечение дисциплины Учебные аудитории кафедры металлургии цветных металлов для проведения лекционных и практических занятий, мультимедийное оборудование для проведения слайд-лекций.

Приложение к программе (обязательное) – учебно-тематический план