ГИДРОХИМИЧЕСКАЯ ОЧИСТКА ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КАТОДНЫХ ОСАДКОВ ОТ ПРИМЕСЕЙ ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ

Оригинальная статья / Original article УДК 669.2

DOI: http://dx.doi.org/10.21285/1814-3520-2020-5-1126-1136

Гидрохимическая очистка золотосодержащих катодных осадков от примесей тяжелых цветных металлов

© В.В. Жмурова

Иркутский национальный исследовательский технический университет, г. Иркутск, Россия

Резюме: Цель - проведение исследований по солянокислой очистке золотосодержащих катодных осадков от примесей тяжелых цветных металлов, с математической обработкой полученных экспериментальных данных методом дисперсионного анализа. Для изучения химического состава катодных осадков использовали атомно-абсорбционный метод, для обработки экспериментальных данных - метод дисперсионного анализа, для изучения состава примесей катодных осадков - рентгеноспектральный микроанализ. При изучении химического состава катодных осадков выявлено, что основными компонентами являются золото, серебро, медь, свинец, а также неметаллические примесные соединения (CaO, SiO2 и др.) Установлено, что оптимальная концентрация соляной кислоты для очистки золотосодержащих катодных осадков от тяжелых цветных металлов составляет 371 кг/м3; степень перехода меди в раствор при этом составила 69,06%, свинца - 93,9%. Расчет ожидаемой массовой доли драгоценных металлов в сплаве золота лигатурного показал увеличение массовой доли золота на 14,08%, серебра - на 17,46%. При изучении химического состава катодных осадков установлено, что основными примесями, влияющими на их последующую переработку, являются медь и свинец, которые попадают в слиток золота лигатурного, являющегося целевым продуктом при переработке золотосодержащих руд, и затрудняют последующий аффинаж. Дисперсионный анализ экспериментальных данных показал, что концентрация растворителя значительно влияет на степень перехода тяжелых цветных металлов в раствор, начиная со значения 20,1 кг/м3. Показано, что предложенный метод позволяет увеличить содержание драгоценных металлов в сплаве золота лигатурного на 31,54%, а также максимально перевести в раствор медь и свинец. Использование кислотного выщелачивания примесей из катодных осадков, получаемых по цианисто-сорбционной технологии, является одним из перспективных направлений повышения качества золотосодержащих сплавов и, следовательно, снижения стоимости аффинажных услуг.

Ключевые слова: катодные осадки, солянокислое выщелачивание, гидрохимическая очистка, тяжелые цветные металлы, дисперсионный анализ

Информация о статье: поступила в редакцию 01 августа 2020 г.; поступила после рецензирования и доработки 30 сентября 2020 г.; принята к публикации 30 октября 2020 г.

Для цитирования: Жмурова В.В. Гидрохимическая очистка золотосодержащих катодных осадков от примесей тяжелых цветных металлов. Вестник Иркутского государственного технического университета. 2020. Т. 24. № 5. С. 1126-1136. https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-5-1126-1136

Hydrochemical cleaning of gold-containing cathode deposits from heavy non-ferrous metal impurities

Viktoria V. Zhmurova

Irkutsk National Research Technical University, Irkutsk, Russia

Abstract: The purpose of this paper is to conduct the research on hydrochloric acid cleaning of gold-containing cathode deposits from the impurities of heavy non-ferrous metals and mathematical processing of the experimental data obtained by the method of dispersion analysis. The atomic absorption method is used to study the chemical composition of the cathode deposits. The method of dispersion analysis is used to process experimental data. The composition of cathode deposit impurities is studied using x-ray spectral microanalysis. The study of the chemical composition of cathode deposits has shown that their main components are gold, silver, copper, lead, as well as non-metallic impurity compounds (CaO, SiO2, etc.). It is found that the optimal concentration of hydrochloric acid for cleaning gold-containing cathode deposits from heavy non-ferrous metals is 371 kg/m3; the degree of copper transition to solution is 69.06%, lead - 93.9%. The calculation of the expected mass fraction of precious metals in the alloyed gold demonstrates an increase in the mass fraction of gold by 14.08%, silver - by 17.46%. The study of the chemical composition of cathode deposits has also

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

revealed that the main impurities that affect their subsequent processing are copper and lead. The latter fall into the ingot of alloyed gold, which is the target product of gold-bearing ore processing and complicate subsequent refining. The dispersion analysis of experimental data shows that solvent concentration significantly affects the transition degree of heavy non-ferrous metals to the solution starting from the value of 20.1 kg/m3. It is shown that the proposed method allows to increase the content of precious metals in the alloyed gold by 31.54%, as well as to perform maximum transition of copper and lead to the solution. The use of acid leaching of impurities from cathode deposits obtained by cyanide-sorption technology is one of the promising directions for improving the quality of gold-containing alloys and hence the reduction of the cost of refining services.

Keywords: cathode sediments, hydrochloric acid leaching, hydrochemical treatment, heavy non-ferrous metals, dispersion analysis

Information about the article: Received August 01, 2020; revised September 30, 2020; accepted for publication on October 30, 2020.

For citation: Zhmurova VV. Hydrochemical cleaning of gold-containing cathode sediments from heavy non-ferrous metal impurities. Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2020;24(5): 1126—1136. (In Russ.) https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-5-1126-1136

ВВЕДЕНИЕ

Как известно, золотосодержащие катодные осадки являются промежуточным продуктом переработки золотосодержащих руд. От состава катодных осадков зависит качество получаемых из них сплавов золота лигатурного. Чаще всего катодные осадки бывают двух видов: цементационные осадки (получаемые при переработке золотосодержащих руд по технологии «Меррилл Кроу») и катодные осадки, получаемые по угольно-сорбционной технологии [1-6]. Данные катодные осадки содержат примеси тяжелых цветных металлов ^п, Pb и др.). Гидрохимическая очистка золотосодержащих катодных осадков от примесей с использованием различных кислот позволяет подготовить данных материал к последующей операции -плавке. Технология кислотного выщелачивания примесей для цементационных осадков широко используется в промышленности [7].

Цементационные цианистые осадки (шламы) отличаются весьма сложным вещественным составом. Наряду с золотом и серебром в них содержатся металлические цинк и свинец, гидроксид и карбонат цинка, цианид цинка, карбонат и сульфат кальция, соединения меди, железа, мышьяка, сурьмы, селена, теллура. Кроме того, в небольших количествах в данных осадках присутствуют оксиды кальция, алюминия, кремния и др. В цементационных осадках накапливаются также такие элементы (№, Mo, W и др.), содержание которых в исходной руде весьма невелико; осаждаясь из больших объемов

цианистых растворов, эти элементы концентрируются в шламах. Основным методом переработки цементационных осадков является пирометаллургический. Применяют следующие технологические схемы переработки данного материала: плавка с предварительной кислотной обработкой и обжигом, плавка с предварительной кислотной обработкой, плавка с предварительным обжигом, плавка с предварительной хлоринацией, плавка без предварительного обогащения.

Кислотная же обработка используется в качестве подготовительной операции перед обжигом или плавкой и проводится с целью удаления примесей (цинк, медь и т.д.). В зависимости от вида удаляемой примеси используют для выщелачивания серную, соляную, азотную кислоты.

Цинк и его соединения хорошо растворимы в серной и соляной кислотах: выщелачивание 10-15% растворами H2SO4 позволяет перевести в раствор 70-80% цинка и сократить выход остатка в 2-2,5 раза. Обработка осадков соляной кислотой наиболее полно

ч/ Л

удаляет железо, свинец, кальций1 [8]. Цементационные осадки с высоким содержанием меди подвергают обработке азотной либо серной кислотой в присутствии окислителя (селитры, перекиси марганца, хлорного железа). Содержание меди в осадках снижается до 1-4%. Для более полного удаления примесей используют двухстадиальное выщелачивание серной или соляной кислотой, а также их комбинацией. Таким образом, кислотная обработка позволяет в ряде случаев

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(6):1126-1136

комплексно использовать ценные компоненты цементационных осадков, в « 2,5 раза сокращает количество направляемого в пиро-металлургический передел материала [9].

В некоторых случаях для обработки цементационного осадка вместо H2SO4 применяют 31-32% раствор HCl, при этом помимо цинка удается перевести в раствор почти весь свинец и кальций.

Цементационные цианистые осадки, получаемые при обработке медистых золотосодержащих руд, могут содержать до 30% металлической меди, нерастворимой в серной и соляной кислотах. Поэтому кислотная обработка таких осадков не позволяет получить кондиционный продукт, годный для дальнейшей переработки. В связи с этим цементационные осадки с высоким содержанием меди после удаления цинка серной кислотой подвергают сернокислотному выщелачиванию в присутствии какого - либо окислителя: аммиачной селитры NH4NO3, диоксида марганца MnO2, хлорного железа FeCl3 и т.п. [10, 11].

Для катодных осадков, получаемых по цианисто-сорбционной технологии, данные способы не применялись в связи с невысоким содержанием тяжелых цветных металлов в них. По причине истощения богатых золотосодержащих руд в переработку вовлекаются сложные по химическому составу, скудные по содержанию золота и серебра, полиметаллические руды; химический состав катодных осадков изменился в сторону увеличения содержания тяжелых цветных металлов, что предопределило необходимость в их предварительной обработке перед дальнейшей плавкой на сплав золота лига-

турного. Использование кислотного выщелачивания примесей из катодных осадков, получаемых по цианисто-сорбционной технологии, является одним из перспективных направлений повышения качества золотосодержащих сплавов и, следовательно, снижения стоимости аффинажных услуг [12].

МАТЕРИАЛЫ И МЕТОДЫ ИССЛЕДОВАНИЯ

Состав катодных осадков зависит от типа перерабатываемой руды и условий его получения. Помимо драгоценных металлов в катодных осадках, полученных по цианисто-сорбционной технологии с использованием активных углей, могут содержаться: Cu, Pb, Zn, Fe, Ca, Al2O3, Hg, Se, As и др. В настоящее время в литературе имеется мало данных о составе катодных осадков и способов очистки от примесей.

Химический состав исходных катодных осадков, полученных на одном из золотодобывающих предприятий Амурской области, выполненный атомно-абсорбционным методом на оптико-эмиссионном спектрометре VARIAN 730-ES (CCS Services, Швейцария) приведен в табл. 1.

Прочие примеси представлены неметаллическими соединениями: CaO, SiO2 и др.

На рис. 1 представлены спектры катодных осадков, полученные рентгеноспектральным микроанализом [13] на микроанализаторе JXA-8200 (JEOL, Япония).

Как видно из данных табл. 1 и рис. 1, основными компонентами катодных осадков, помимо драгоценных металлов, являются медь и свинец [14].

Таблица 1. Состав катодного осадка Table 1. Composition of cathode deposit

Содержание элементов, % масс.

Au Ag Cu Zn Pb Fe Прочие примеси

15,02 18,63 38,9 1,12 9,51 0,90 15,92

1Валиев Х.Х., Романтеев Ю.П. Металлургия свинца, цинка и сопутствующих металлов: учебник. Алма-Ата: Айкос, 2000. 441 с.

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

b

Рис. 1. Спектры образцов катодных осадков: а - проба 1; b - проба 2 Fig. 1. Spectra of cathode deposit samples: а - sample 1; b - sample 2

а

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(6):1126-1136

Для очистки катодных осадков от примесей тяжелых цветных металлов, а именно -Си и РЬ, предложена технология солянокислого выщелачивания примесей. Для гидрохимической очистки золотосодержащих катодных осадков использовались растворы соляной кислоты концентрацией от 20,16 кг/м3 (слабые растворы) до 371 (концентрированный раствор) кг/м3. Масса навески катодных осадков составила 100 г, Ж:Т = 3:1, температура растворов 25°С, исследования проводились в двух параллелях, продолжительность выщелачивания составила 2 ч. После проведения выщелачивания растворы отфильтровывались, кек выщелачивания подвергали 2-4-кратной промывке, а затем данные продукты анализировались на содержание меди и свинца.

РЕЗУЛЬТАТЫ ИССЛЕДОВАНИЯ

По результатам химического анализа ке-ков выщелачивания и растворов был произведен расчет степени перехода тяжелых цветных металлов в раствор в зависимости от концентрации соляной кислоты табл. 2.

На рис. 2 представлено графическое изображение зависимости степени перехода меди и свинца в раствор от концентрации соляной кислоты.

Максимальная степень перехода меди в раствор при гидрохимической очистке катодных осадков растворами соляной кислоты была получена при концентрации реагента 371 кг/м3 и составила 69,06%; при уменьшении концентрации HCl степень перехода меди в раствор снижается, применение HCl с

Таблица 2. Степень перехода тяжелых цветных металлов в раствор Table 2. Transition degree of heavy non-ferrous metals into solution

№ опыта Концентрация соляной кислоты, кг/м3 Степень перехода элемента в раствор, % масс.

медь свинец

опыт 1 опыт 2 опыт 1 опыт 2

1 20,1 7,58 7,86 3,29 2,7

2 61,6 28,05 25,38 5,99 5,29

3 83,1 21,44 15,8 6,7 6,11

4 104,7 34,43 29,86 11,36 9,78

5 172,4 46,64 49,1 31,55 37,12

6 371 66,52 71,6 90,54 97,27

100

90

so OS

80

tt о

IQ I-<J (Ü Q.

(6 4

0

X

01

.

Ol с .ü I Ol с Ol

Ö

70 60 50 40 30 20 10

20

93,9

69,06

34,33

10,57

62 83 105 173

Концентрация соляной кислоты, кг/м3

371

Рис. 2. Зависимость растворения примесей от концентрации соляной кислоты Fig. 2. Impurity dissolution vs hydrochloric acid concentration

0

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

и о

концентрацией ниже 104,7 г/дм3 неэффективно. Использование соляной кислоты с

и о

концентрацией 371 кг/м3 позволяет практически полностью извлечь свинец из катодных осадков, степень перехода составила 93,9%. Согласно литературным данным, при взаимодействии свинца с соляной кислотой образуется хлорид свинца, который мало растворим в водных растворах. Свинец, содержащийся в катодных осадках, переходит в раствор в виде растворимого соединения ^РЬОЦ [15].

На основании данных содержания элементов в кеках выщелачивания был произведен расчет ожидаемой массовой доли драгоценных металлов в сплаве золота лигатурного из катодных осадков после гидрохимической очистки от тяжелых цветных металлов. В основе расчетов лежат следующие положения: извлечение драгоценных металлов в слиток: 99,98%, неметаллические примеси на 100% переходят в шлак, тяжелые цветные металлы на 100% переходят в сплав [16]. Результаты расчетов ожидаемой массовой доли золота и серебра в сплаве золота лигатурного представлены в табл. 3.

Как видно из данных табл. 3, оптимальная концентрация соляной кислоты составляет 371 кг/м3, массовая доля золота в сплаве золота лигатурного увеличилась на 14,08%, серебра - 17,46%. Гидрохимическая очистка катодных осадков перед плавкой позволяет удалить тяжелые цветные металлы и повысить массовую долю драгоценных металлов в сплаве золота лигатурного [17].

ДИСПЕРСИОННЫЙ АНАЛИЗ ПОЛУЧЕННЫХ ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫХ ДАННЫХ

Как известно, дисперсионный анализ -это исследование неоднородного числового материала путем разложения общей дисперсии на составляющие2. Задачами дисперсионного анализа являются оценка значимости влияния концентрации соляной кислоты на степень перехода меди и свинца в раствор, а также установление ограничений значимости фактора (т.е. в каком диапазоне измерений данный фактор значим). Для выполнения дисперсионного анализа принимаются следующие допущения: случайные ошибки измерений имеют нормальное распределение; факторы влияют только на изменение средних значений, а дисперсия измерений остается постоянной; эксперименты равноточны; дисперсии параллельных опытов должны быть однородны; число параллельных опы-

V О

тов одинаково для всех уровней2 [18]. Дисперсионный анализ состоит из следующих этапов:

1. Для выбранного фактора А определяем число и значение уровней, на котором будет варьироваться фактор: п - число параллельных опытов, п = 2; N - общее число опытов, N = 12; K - число варьируемых уровней, К = 6.

2. Строим таблицу однофакторного дисперсионного анализа табл. 4.

1. Находим сумму квадратов всех наблюдений:

Таблица 3. Результаты расчетов ожидаемой массовой доли драгоценных металлов в сплаве золота лигатурного Table 3. Calculation results of the expected mass fraction of precious metals in the alloyed gold

№ Параметр Массовая доля, %

исходный сплав Au Ag

1 18,26 22,65

Сплав из катодных осадков после гидрохимической очистки

концентрация соляной кислоты, кг/м3 - -

2 20,16 19,09 23,29

3 61,6 21,76 25,38

4 83,1 20,68 24,53

5 104,7 21,66 27,81

6 172,4 24,84 30,81

7 371,0 32,34 40,11

2

Арнольд В.И. «Жесткие» и «мягкие» математические модели. М.: МЦНМО, 2004. 32 с.

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

Таблица 4. Данные расчетов однофакторного дисперсионного анализа Table 4. Calculation data of the single-factor analysis of variance

№ Х1 Х2 Х3 Х4 Х5 Хб

С, кг/м3 20,1 61,7 83,1 104,7 172,4 371,0

Медь

У1 У12 У2 У22 У3 У32 У4 У42 У5 У52 Уа У62

7,8 61,7 25,3 644,1 15,8 249,6 29,8 891,6 49,1 2410,8 71,6 5126,5

7,5 57,4 28,0 786,8 21,4 459,6 34,4 1185,4 46,6 2175,2 66,5 4424,9

I 15,4 119,2 53,4 1430,9 37,2 709,3 64,2 2077,0 95,7 4586,0 138,1 9551,4

A 7,7 - 26,7 - 18,6 - 32,1 - 47,8 - 69,1 -

Свинец

У1 У12 У2 У22 У3 У32 У4 У42 У5 У52 Уе У62

2,7 7,2 5,2 27,9 6,1 37,3 9,78 95,64 37,1 1377,8 97,2 9461,4

3,2 10,8 5,9 35,8 6,7 44,8 11,3 129,0 31,5 995,4 90,5 8197,4

I 5,9 18,1 11,2 63,8 12,8 82,2 21,1 224,6 68,6 2373,2 187,8 17658,9

A 2,9 - 5,6 - 6,4 - 10,5 - 34,3 - 93,9 -

ББ1 - X I! -1У= ^у. 2 ,

где к - количество уровней фактора; п - число опытов; 7у • 2 - значение функции отклика для / уровня, у-го номера в квадрате.

ББ 1Си - 18474,06; ББ1рь - 20421,1.

2. Находим сумму квадратов итогов по столбцам, деленную на число измерений в столбце (см. табл. 4):

ББ2 - ±1?= ! Л ¿2,

где п - число опытов; - фактор в квадрате.

ББ2Си - 18428,21; ББ2рь - 20387,99.

3. Находим квадрат общего итога, деленный на число всех измерений (корректирующий член):

ББз - £

где N - число всех измерений; А\ - фактор.

ББзси - 13618,84; ББэрь - 7895,07.

4. Находим сумму квадратов для столбца:

ББд - ББ2 - ББз,

где ББ2 - сумма квадратов итогов по столбцам, деленная на число измерений в столбце; ББ3 - квадрат общего итога, деленный на число всех измерений.

ББдси - 4809,37; ББдрь - 12492,92.

5. Находим общую сумму квадратов:

ББобщ - ББ1-ББ3,

где ББ1 - сумма квадратов всех наблюдений; ББ3 - квадрат общего итога, деленный на число всех измерений.

ББобщси - 4855,22; ББобщРь - 12526,03.

6. Находим остаточную сумму квадратов для оценки ошибки эксперимента:

ББост - ББ1 - ББ2,

где ББ1 - сумма квадратов всех наблюдений; ББ2 - сумма квадратов итогов по столбцам, деленная на число измерений в столбце,

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24( 5):1126-1136

SSoctCU - 45,85; SSocTPb - 33,11.

7. Находим дисперсию фактора А:

о 2 _ SSa_ A k - ï

где 55а - сумма квадратов для столбца; k -количество уровней фактора.

БА2ои = 961,87; Ба2РЬ = 2498,58. 8. Находим дисперсию фактора случайности:

S 2 -

fc(n-l)'

где 55ост - остаточная сумма квадратов; k -количество уровней фактора; п - число опытов.

Sош cu - 0,69; Sош рь - 0,50.

Результаты расчета однофакторного дисперсионного анализа представляем в виде табл.5.

9. Определяем значимость влияния фактора А по критерию Фишера.

Если отношение дисперсии фактора А к дисперсии ошибки меньше или равно табличному значению критерия Фишера, то влияние фактора А следует считать незначимым.

Ртабл. = 2,37;

8А2/Эош2>Ртабл.,

где БА2 - дисперсия фактора А, Бош2 - дисперсия фактора случайности, Ртабл - табличное значение критерия Фишера.

Для Си: 961,87/0,68>2,37;

1390,01 >2,37.

Следовательно, степень перехода меди в раствор зависит от концентрации соляной кислоты.

Для РЬ: 2498,58/0,50>2,37;

4997,16>2,37.

Степень перехода свинца в раствор зависит от концентрации соляной кислоты.

10. Определяем, с какого уровня концентрация соляной кислоты начинает значимо влиять на степень перехода меди и свинца, используя критерий Стьюдента.

Находим значение:

S2

(У1 - Ут) п

2 2 'S ош ,

где S^2 - дисперсия фактора случайности; n - число опытов.

S2cu —

S2Pb -

(У1-У,п) _2

- 0,11;

- 0,08.

Таблица 5. Результаты расчета однофакторного дисперсионного анализа Table 5. Calculation results of the single-factor analysis of variance

Медь

Источник дисперсии Число степеней свободы Сумма квадратов Дисперсия

Фактор А 5 4809,37 961,87

Остаток 66 45,85 0,69

Общая сумма 71 4855,22 68,38

Свинец

Источник дисперсии Число степеней свободы Сумма квадратов Дисперсия

Фактор А 5 12492,92 2498,58

Остаток 66 33,11 0,50

Общая сумма 71 12526,03 176,42

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

Находим табличное значение критерия Стьюдента: f = 2n - 2 = 22; р = 0,95;

tpf = 2,09.

Находим критерий К:

К = tpf • S2

"(У1-У,п) '

где tpf - табличное значение критерия Стью-

О 2

дента; S2---дисперсия отклонений меж-

"

ду двумя средними значениями функции отклика для двух разных уровней факторов.

Кои = 0,22;

КРЬ = 0,16 (свинец).

Для меди

За основной уровень примем 6 уровень, где значение извлечение меди наибольшее.

15- — — = 61,34>К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

|у6-у2| = 42,35>К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

|у-6-у3| = 50,44>К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

1У6 — У—I = 36,93>К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

|у6 — У— I = 21,19>К, влияние концентрации соляной кислоты значительно. Для свинца

За основной уровень примем 6 уровень, где значение извлечения свинца наибольшее.

|У6 — у— I = 90,91 > К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

|у6 — У21 = 88,26 > К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

1У6 - У31 = 87,5 > К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

|У6 — У—| = 83,33 > К, влияние концентрации соляной кислоты значительно,

|У6 — У— I = 59,57 > К, влияние концентрации соляной кислоты значительно.

По результатам дисперсионного анализа полученных экспериментальных данных можно сделать вывод о том, что концентрация соляной кислоты начинает значимо влиять на степень перехода меди и свинца в раствор уже с начальных концентраций [19, 20].

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

При изучении химического состава золотосодержащих катодных осадков, полученных на одном из золотодобывающих предприятий Амурской области, было установлено, что основными примесями, затрудняющими последующую их переработку, являются тяжелые цветные металлы (медь, свинец), суммарное содержание которых превышает 50%. Данные примеси переходят в сплав золота лигатурного, снижая его качество и увеличивая затраты на последующую аффинажную переработку. Для их удаления предложен способ гидрохимической очистки золотосодержащих катодных осадков растворами соляной кислоты. Оптимальная концентрация растворителя составила 371 кг/м3, извлечение меди при этом - 69,06%, свинца -93,9%. Результаты расчетов ожидаемой массовой доли драгоценных металлов показали, что массовая доля золота в сплаве золота лигатурного увеличилась на 14,08%, серебра - 17,46%. Математическая обработка экспериментальных данных методом дисперсионного анализа показала, что концентрация соляной кислоты начинает значимо влиять на степень перехода меди и свинца в раствор уже с начальных концентраций.

Библиографический список

1. Лодейщиков В.В. Техника и технология извлечения золота за рубежом. М.: Металлургия, 1973. 288 с.

2. Меретуков М.А. Золото: химия, минералогия, металлургия. М.: ИД «Руда и металлы», 2008. 528 с.

3. Canda L., Heput T., Ardelean E. Methods for recovering precious metals from industrial waste // Materials Sci-

ence and Engineering: IOP Conference Series. 2016. Vol. 106. No. 1. P. 12-20. https://doi.org/10.1088/1757-899X/106/1/012020

4. Syed S. Recovery of gold from secondary sources -A review // Hydrometallurgy. 2012. Vol. 115-116. P. 30-51. https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2011.12.012

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

5. Willner J., Fornalczyk A., Cebulski J., Janiszewski K. Preliminary studies on simultaneous recovery of precious metals from different waste materials by pyrometallurgical method // Archives of Metallurgy and Materials. 2014. Vol. 59. Issue 2. P. 801-804. https://doi.org/10.2478/amm-2014-0136

6. Ahmed H.A.M., El-Midany A.A. Statistical optimization of gold recovery from difficult leachable sulphide minerals using bacteria // Materials Testing - Materials and Components Technology and Application. 2012. Vol. 54. Issue 5. P. 351-357. https://doi.org/10.3139/120.110339

7. Черняк А.С. Химическое обогащение руд. М.: Недра, 1987. 224 с.

8. Романтеев Ю.П., Быстров В.П. Металлургия тяжелых цветных металлов. Свинец. Цинк. Кадмий. М.: ИД «МИСиС», 2010. 575 с.

9. Пат. № 2176278, Российская Федерация, С22В 11/00, С22В 3/04. Способ выделения золота из золотосодержащего цинкового осадка / В.Ф. Малахов, Н.Г. Корицкая, В.В. Короленко, Э.В. Мальцев, И.В. Малахов, И.В. Симонова; заявитель и патентообладатель Красноярский завод цветных металлов им. В.Н. Гули-дова; заявл. 03.05.2000; опубл. 27.11.2001. Бюл. № 33.

10. Мастюгин С.А., Ласточкина М.А., Лобанов В.Г., Воинков Р.С. Разработка гидрометаллургической схемы переработки медеэлектролитных шламов // Инновационные процессы комплексной и глубокой переработки минерального сырья «Плаксинские чтения -2013»: матер. Междунар. совещания (г. Томск, 16-19 сентября 2013 г.). Томск, 2013. С. 390-391.

11. Беленький А.М., Петров Г.В., Бодуэн А.Я., Куко-левский А.С. Азотно-кислое выщелачивание меде-электролитных шламов // Записки горного института. 2006. Т. 169. С. 53-56.

12. Карпухин А.И. Кислотно-солевой аффинаж золота

и серебра: монография. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 2003. 192 с.

13. Павлова Л.А., Белозёрова О.Ю., Парадина Л.Ф., Суворова Л.Ф. Рентгеноспектральный электронно-зондовый микроанализ природных объектов. Новосибирск: Наука, 2000. 224 с.

14. Жмурова В.В., Карпухин А.И. Изучение состава катодного осадка, содержащего благородные металлы // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2015. № 12. С. 208-214.

15. Жмурова В.В., Немчинова Н.В. Опыт комплексного использования золотосодержащего сырья при производстве драгоценных металлов // Записки горного института. 2018. Т. 233. С. 506-511. http://dx.doi.org/10.31897/pmi.2018.5.506

16. Баликов С.В., Дементьев В.Е., Минеев Г.Г. Плавка золотосодержащих концентратов. Иркутск: ОАО «Ир-гиредмет», 2002. 368 с.

17. Жмурова В.В. Совершенствование технологии получения золота лигатурного // Перспективы развития технологии переработки углеводородных и минеральных ресурсов: матер. Всерос. науч.-практ. конф. с междунар. участием (г. Иркутск, 24-25 апреля 2012 г.). Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2012. С. 72-73.

18. Арнольд В.И. Математическое понимание природы. М.: Изд-во МЦНМО, 2009. 144 с.

19. Жмурова В.В., Немчинова Н.В., Минеев Г.Г. Кислотное выщелачивание примесей золотосодержащего катодного осадка // Цветные металлы. 2017. № 7. С. 41-46. https://doi.org/10.17580/tsm.2017.07.07

20. Жмурова В.В., Немчинова Н.В., Васильев А.А. Гидрохимическая очистка от меди и свинца золотосодержащих катодных осадков // Цветные металлы. 2019. № 8. С. 64-74. https://doi.org/10.17580/tsm.2019.08.07

References

1. Lodeyshchikov VV. Methods and technology of gold extraction abroad. Moscow: Metallurgiya; 1973, 288 p.

2. Meretukov MA. Gold: chemistry, mineralogy, metallurgy. Moscow: Ruda i metally; 2008, 528 p.

3. Canda L, Heput T, Ardelean E. Methods for recovering precious metals from industrial waste. In: Materials Science and Engineering: IOP Conference Series. 2016;106(1):12—20. https://doi.org/10.1088/1757-899X/106/1/012020

4. Syed S. Recovery of gold from secondary sources - A review. Hydrometallurgy. 2012;115-116:30-51. https://doi.org/10.1016Pydromet.2011.12.012

5. Willner J, Fornalczyk A, Cebulski J, Janiszewski K. Preliminary studies on simultane-ous recovery of precious metals from different waste materials by pyrometallurgical meth-od. Archives of Metallurgy and Materials. 2014;59(2):801-804. https://doi.org/10.2478/amm-2014-0136

6. Ahmed HAM, El-Midany AA. Statistical optimization of gold recovery from difficult leachable sulphide minerals using bacteria. Materials Testing - Materials and Compo-

nents Technology and Application. 2012;54(5):351 -357. https://doi.org/10.3139/120.110339

7. Chernyak AS. Chemical concentration of ores. Moscow: Nedra; 1987, 224 p.

8. Romanteev YuP, Bystrov VP. Metallurgy of heavy non-ferrous metals. Lead. Zinc. Cadmium. Moscow: MISiS; 2010, 575 p.

9. Malakhov VF, Koritskaya NG, Korolenko VV, Maltsev EV, Malakhov IV, Simonov IV. Method of gold separation from gold-bearing zinc sediment. Patent Russian Federation, no. 2176278; 2001.

10. Mastyugin SA, Lastochkina MA, Lobanov VG, Voinkov RS. Development of a hydro-metallurgical scheme for copper electrolyte sludge processing. In: Innovacionnye processy kompleksnoj i glubokoj pererabotki mineral'nogo syrja "Plaksinskie chtenija-2013": materaly Mezhdu-narodnogo soveshchaniya = Innovative processes of complex and advanced processing of mineral raw materials Plaksinskie Readings - 2013: materials of the International meeting. 16-19 September 2013, Tomsk. Tomsk; 2013, p. 390-391.

11. Belenky AM, Petrov GV, Baudouin AYa, Kukolevsky

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136

AS. Nitric acid leaching of copper electrolyte sludge. Zapiski Gornogo Instituta = Journal of Mining Institute. 2006;169:53-56.

12. Karpukhin AI. Acid-salt refining of gold and silver: monograph. Irkutsk: Irgiredmet; 2003, 192 p.

13. Revenko G. X-ray spectral electron probe microanalysis of natural objects. Novosibirsk: Nauka; 2000, 219 p.

14. Zhmurova VV, Karpukhin AI. Study of precious metal-containing cathode deposit composition. Vestnik Ir-kutskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2015;12:208-214.

15. Zhmurova VV, Nemchinova NV. Experience of integrated use of gold-bearing raw material in the production of precious metals. Zapiski Gornogo Instituta = Journal of Mining Institute. 2018;233:506-511. http://dx.doi.org/10.31897/pmi.2018.5.506

16. Balikov SV, Dementyev VE, Mineev GG. Smelting of gold concentrates. Irkutsk: Irgiredmet; 2002, 368 p.

Критерии авторства

Жмурова В.В. выполнила исследовательскую работу, на основании полученных результатов провела обобщение, подготовила рукопись к печати, имеет на статью авторские права и несет полную ответственность за ее оригинальность.

Конфликт интересов

Автор заявляет об отсутствии конфликта интересов.

Автор прочитала и одобрила окончательный вариант рукописи.

СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРЕ

Жмурова Виктория Васильевна,

кандидат технических наук,

доцент кафедры металлургии цветных металлов,

Иркутский национальный исследовательский

технический университет,

664074, Иркутск, ул. Лермонтова, 83, Россия;

!"".! e-mail: v_pichugina@list.ru

17. Zhmurova VV. Improving production technology of ligature gold. In: Perspektivy razvitiya tekhnologii pere-rabotki uglevodorodnyh i mineral'nyh resursov: materialy Vserossijskoj nauchno-prakticheskoj konferencii s mezhdunarodnym uchastiem = Development prospects for hydrocarbon and mineral resources processing technology: Proceedings of All-Russian scientific and practical conference with international participation. 24-25 April 2012, Irkutsk. Irkutsk: Irkutsk State Technical University; 2012, p. 72-73.

18. Arnol'd VI. Mathematical conception of nature. Moscow: Moscow center for continuous mathematical education; 2009, 144 р.

19. Zhmurova VV, Nemchinova NV, Mineev GG. A research on acid leaching of impurities from gold-containing cathode sediments. Tsvetnye Metally. 2017;7:41-46. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/tsm.2017.07.07

20. Zhmurova VV, Nemchinova NV, Vasiliev AA. Removal of copper and lead from gold-bearing cathode deposits by hydrochemical treatment. Tsvetnye Metally. 2019;8:64-74.(In Russ.) https://doi.org/10.17580/tsm.2019.08.07

Authorship criteria

Zhmurova V.V. performed the research, made a generalization on the basis of the results obtained, prepared the manuscript for publication, has copyright on the article and bears full responsibility for the article's originality.

Conflict of interests

The author declares that there is no conflict of interests regarding the publication of this article.

The final manuscript has been read and approved by the author.

INFORMATION ABOUT THE AUTHOR

Viktoria V. Zhmurova,

Cand. Sci. (Eng.),

Associate Professor of the Department of Non-Ferrous Metallurgy, Irkutsk National Research Technical University, 83, Lermontov St., Irkutsk 664074, Russia; !"".! e-mail: v_pichugina@list.ru,

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1126-1136