Развернуть ⇓

Найдем - напечатаем для всех , мы не жлобы - ЖЛОБЫ НЕ МЫ.

жлобы  вы

Но не все

Так чо за камушек, то ?

чёрт побери, мне тоже интересно!  вот человек спрашивал у всех, искал.. ему не помогли потому что никтто незнал. а вот как он узнал он никому не говорит...... обидно
мне тут на соседней ветке говорили что Zn можно осаждать? просто добавлять до окончания реакции, затем промыть и плавить....... или в аффинаф...

http://forum.jportal.ru/viewtopic.php?t=7368
вот ссылка... правда там обещают 3-8 гр чистоты, а salt говорит о 15 на гр нап литр...... разница, согласитесь, приличная

[

quote="salt"]ищи  найдешь   я  нашел  это  правда...
Да Вы товариЩЧ salt ЖЛОБ какой-то!
Вам надо было-клянчили вопросами,сам же узнав что-то -зажлобил!
А под одеялом, часом, не кушаете?

есть еще один способ ! ( безвредный и быстрый ) ! при помощи горячей воды . результат  

Причем тут вода, насколько я понял разговор идет о том как вытащить из раствора золото, хотя  я раньше твердо был уверен что его там нет(ну типа оно все на стенки или на дно стакана оседает),  а тут ... в общем будем искать

В общем все просто- это цинк, как вспомню сколько мы этого добра в канализацию спустили

Я в шоке. я вылил электролит из титановой ванны, прилипший металл хорошо держался на стенках. после этого я залил тёплую воду в ванну, и вылил её, ну, думаю, ща прополоскаю, и отскоблю.
Чёрт меня вздёрнул залить туда кипящую воду. вода сразу стала ОРАНЖЕВАЯ!!! это что, и есть Au?неужели от стенок отделился, и растворился?

сергей воробьев, давайте, говорите свой способ поподробней!

а в раствор закинул гранулированный цинк. процесс идёт, на дне вокруг цинка оседает что то чёрное. видимо это оно и есть)

Если стенки остались желтыми, то золото не растворилось (и не должно было), а оранжевость раствора может возникнуть из-за роданистых солей, часто входящих в составы электрополировок. А на цинке из расвора выделится не только золото, нои медь и серебро.

ну, понятное дело, что Золото не растворимо в воде. я имел в виду что плёнка золота развалилась от кипящей воды в мельчайшую пыль, и в данный момент осела.а на стенках плёнка пропала частично. думаю стоит просто профильтровать содержимое ванны.
а роданистых солей у меня не должно быть, т к в состав входит на 1 л воды 150 мл электролитаиз автомагазина, и 90 гр тио мочевины.

а медь то как осадится?тут же более электроотрицательный метелл вытесняет менее электроотрицательный.а Cu более электроотрицателен, по сравнению с Zn. или я ошибаюсь?
Au 1,42
Ag 1,42
Zn 1,66
Cu 1,75

Да и неважно наверное это) главное, что Zn аурум всё таки осаждает)))

Из всех перечисленных металлов самый отрицательный - цинк, стандартный потенциал реакции восстановления из иона до металла аж -0,763 В, для двухвалентной меди +0,337 В, т.е. разница более, чем 1 вольт, все остальное еще положительнее. Чисто наглядно для интереса можно сунуть цинк в раствор медного купороса .
А вообще если потом осадок промыть дистиллировкой, а затем нагретой азоткой 1:1 с дистиллировкой, то останется чистое золото. Главное, чтобы не было хлоридов, а то золото может раствориться .

Пожалуй я не буду эксперементировать с  азоткой) лучше осадок пропущу через царскую.один чёрт мусор придётся пропускать.
Реакция электролита с Zn идёт уже 3й день. при чём я постоянно подхожу и размешиваю электролит.(я думал что быстрее всё это будет) на дне уже добротный слой чёрного порошка.


Вода, кстати отстоялась, на дно выпал буро-оранжевый осадок.  профильтровал, но плавить побоялся, во первых запах, во вторых чёрт его знает что это. тожу пущу в царскую.

Реакция с цинком буде идти вечно (после выделения всех положительных металлов с выделением водорода), поскольку цинк реагирует даже с простой водой.

самый простой,но железобетонный метод-высушить раствор,осадок прокалить,сплавить.Правда делать это надо где-нибудь подальше-на мангальчике,или тяга хорошая,но лучше на мангальчике...

2.                ОБЗОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИННЫХ ЭЛЮАТОВ
2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА И ХИМИЗМ ПРОЦЕССА

Из раствора ТМ золото и серебро могут быть осаждены рядом методов. [2]
Для растворов с промежуточным содержанием золота и серебра до¬статочно перспективным, как показали проведенные исследования, представляется использование метода цементации Au и Ag электроот¬рицательными металлами (цинк, алюминий, свинец, железо).
Более предпочтителен в этом плане металлический свинец, позволяющий за 10 мин извлекать в цементный осадок 99,5 % Au и 99,9 % Ag. Однако относительно высо¬кий расход цементатора (7 частей на 1 часть суммы Au и Ag) и связан¬ное с этим низкое содержание благородных металлов в осадке (менее 12%) требуют тщательной оценки эффективности процесса цементации, применительно к конкретному сырью.
1. Цементация свинцом золота осуществляется из солянокислых ТМ элюатов с последующим купелированием осадка. При загрузке в раствор свинцовой стружки или пыли протекает следующая реакция цементации золота:  
2Au[SC(NH2)2]Cl+Pb=2Au+Pb[SC(NH2)2]4Cl2.
Расход свинцовой пыли составляет 20-30 г на 1 г золота. Недостатками метода являются загрязнение раствора свинцом, что затрудняет использование его в обороте, и непригодность для сернокислых ТМ элюатов.
2 Цементация цинком. Содово-цинковый способ осаждения золота и серебра разработан и внедрен в производство на Лебединской опытной ионообменной установке. Раствор предварительно нейтрализуется содой до рН 6-7, затем загружается цинковая пыль в количестве 3—4 г на 1 г золота и перемешивается с раствором в течение 2-3 ч. Золото осаждается по реакции:
{Au[SC(NH2)2]2}2SO4+Zn=2Au+Zn[SC(NH2)2]4SO4.
После осаждения золота и серебра в раствор добавляют соду до рН 9-10 для частичного осаждения из раствора цинка в виде Zn(OH)2. Отфильтрованный цинковый осадок содержит 6—10% золота и подвергается переработке серной или соляной кислотой с последующей плавкой осадка на черновое золото. Раствор направляется в оборот — на десорбцию. К недостаткам метода относятся: невысокое качестве осадка, высокий расход реагентов (сода, цинковая пыль, кислоты) и загрязнение оборотного элюирующего раствора цинком и солями натрия, которые снижают качество отрегенерированной смолы.
3. Цементация алюминием. Используется алюминиевая пыль с крупностью частиц 95% класса -0,074 мм. Осаждение проходит по реакции:
3[Au™2]2SO4+2Al=6Au+12TM+Al2(SO4)3.
Расход алюминия составляет 3 г на 1 г золота, продолжительность контакта 4 ч при температуре 20 °С. Содержание золота в осадке составляет до 25%, остаточное содержание золота в растворе 2—5 мг/л. Осадок обрабатывают 5%-ным раствором NaOH в течение 3 ч для удаления алюминия, после чего содержание золота в осадке повышается до 85%. Этот осадок плавят для получения чернового золота. Недостатки метода те же, что и при осаждении цинком.
4. Щелочное осаждение золота. По этому методу элюат предварительно в течение 4—6 ч продувают воздухом для удаления HCN во избежание образования NaCN при введении щелочи, растворения и неполного осаждения золота. В раствор при температуре 40-50 °С добавляется 40%-ный раствор NaOH до рН 10-12. При этом осаждается гидроксид золота по реакции:
Au[SC(NH2)2]2Cl+NaOH=Au(OH)+2SC(NH2)2+NaCl.
Продолжительность осаждения составляет 2-4 ч. Имеет большое значение поддержание указанного значения рН раствора, так как при недостатке щелочи возможно неполное осаждение золота, а при избытке ее — растворение гидрата золота. Вместе с золотом осаждаются гидроксиды металлов-примесей, благодаря чему раствор освобождается от примесей, затрудняющих процесс регенерации смолы. Гидратные осадки с содержанием золота 10—15% отфильтровывают на фильтр-прессе, промывают горячей водой, продувают воздухом и обжигают при температуре 300 °С для удаления серы. Огарки затем подвергают сернокислотной обработке для растворения примесей и при содержании золота 30—45% они поступают на аффинаж. Недостатками метода являются: плохая фильтруемость гидратных осадков, дополнительный расход кислоты и сравнительно невысокое качество осадков.
5. Осаждение золота активированным углем. Извлечение золота и серебра из кислых тиокарбамидных растворов с относительно невысокой концентрацией благородных металлов (Au  до 50мг/л) может быть осуществлено методом сорбции на активированных углях (СКТ, ОУ, КАД и др.).
О возможностях данного технологического приема можно судить по ре¬зультатам сорбции золота порошкообразным активированным углем марки СКТ из растворов от выщелачивания флотоконцентрата Артемовской ЗИФ. содержащих, кроме золота, некоторое количество меди (до 0.2 г/л), железа (до 1,2 г/л) и других компонентов-примесей. В зависимости от исходной концент¬рации золота в растворах (1-20 мг/л), рабочая емкость угля по золоту состави¬ла 2-12 %, при содержании примесей (%): железа 0.12, меди до 2,7; кальция. магния, алюминия, цинка, никеля - в пределах от 0,01-0,1. После озоления уголь содержал Au 40-50; Fе 5-10: Сu 10-15; SiO2 5-8 %, представляя, таким образом. достаточно концентрированный по золоту продукт, пригодный для отправки на аффинажные заводы.
Получены результаты исследовании по изучению меха¬низма адсорбции золота из кислых тиокарбамидных растворов акти¬вированным углем. Установлено, что сорбция подчиняется уравнениям Фрейндлиха и Лэнгмюра и является эндотермическим процессом. Энер¬гия активации, составляющая 3,5 ккал/моль, свидетельствует о том, что
лимитирующей стадией в кинетике адсорбции является диффузия в пористой структуре активированного угля.
Предложен сорбционно-флотационный вариант извлечения золота из нефильтрованных тиокарбамидных пульп активированным углем. Но данному варианту пульпа обрабатывается порошкообразным углем (50-60 % частиц с диаметром менее 40 мкм), после чего подверга¬ется флотации. В качестве флотационного реагента используется олеат натрия. Продолжительность 5 мин. За этот период из пульпы (рН=1,5), содержащей 20 мг/л золота, 400 мг/л тиокарбамида, 0,5 г/л угольного порошка, при расходе олеата натрия 100-120 мг/л, достигается извлече¬ние золота в концентрат на уровне 90 %. Увеличение расхода олеата до 200 мг/л повышает извлечение золота до 95 %.
Лучшие результаты при опробовании различных марок углей получены при извлечении золота углем СКТ. Сорбция золота углем достаточно избирательна, большая часть примесей остается в растворе. В противоточном процессе за 4-5 ступеней золото полностью извлекается из растворов и получаются угольные осадки с содержанием золота 15—20%. Их необходимо сжигать и золу плавить на черновой металл. Недостатки способа: затруднительность процесса сжигания угля и большие потери ТМ (10—15%), которая полностью теряется при переработке угольного осадка.
6. Экстракция золота. Исследования ученых показали принципиальную возможность извлечения золота из солянокислых ТМ растворов экстракцией трибутилфосфатом. При контакте органической и водной фаз в течение 5—10 мин и отношении объемов фаз                 О : В = 2 : 1 достигается практически полное извлечение золота из водного раствора. Необходимы дальнейшие исследования по экстракции из сернокислых элюатов, реэкстракции и переработке реэкстрактов.
7. Электролитическое осаждение золота и серебра. Это наиболее эффективный метод переработки кислых ТМ элюатов, так как позволяет получить металлическое золото высокой чистоты без затрат реагентов и проведения дополнительных операций. В качестве анодов при электролитическом осаждении золота и серебра используют графитовые или платиновые пластины, в качестве катодов - титановые пластины или графитированный ватин.
Таким образом, при электролизе золота имеет место следующая электрохимическая система:Au с примесями (катод) | [Au(ТМ)2]2SO4,ТМ,H2SO4,H2O примеси | Ti (анод)
На катоде протекают следующие основные реакции восстановления:
Au[SC(NH2)2]2++e=Au+2SC(NH2)2
2H++2e=H2
Возможно также восстановление меди, свинца и других примесей. На аноде имеет место электролитическая реакция образования ионов Н+:
2H2O-4e=O2+4H+
Кроме того, на аноде возможны процессы окисления и разложения ТМ с выделением серы по реакции:  
SC(NH2)2-2e=CNNH2+S+2H+
С течением времени цианамид присоединяет воду и переходит в мочевину.
CNNH2+H2O=CO(NH2)2
Суммарный процесс анодного окисления ТМ проходит по реакции
SC(NH2)2+ H2O -2е= CO(NH2)2+S+2H+
Окисление ТМ особенно усиливается при повышении плотности тока > 15 А/м2. Анодное разложение ТМ увеличивает расход этого дорогостоящего реагента, а продукты разложения его оказывают вредное влияние на электролитическое выделение металлов из раствора и качество осадка. Во избежание этого целесообразно проводить процесс электролиза с разделением анодного и катодного пространств диафрагмой с ионитовой мембраной, т.е. с разделением электролизной ванны на анодные и катодные камеры. Золотосодержащий ТМ раствор помещается в катодное пространство, анолитом служит 0,5-1,0%-ный раствор H2SO4 В качестве диафрагм используются анионитовые или катионитовые мембраны, через которые молекулы ТМ не проходят в анолит. Комплексные ТМ катионы переходят в анолит в малом количестве: 3-4%. При наличии диафрагм расход ТМ при электролизе резко сокращается. Процесс электролиза проводится при катодной плотности тока Jк = 8...10 А/м2, напряжении на ванне 3,0 В, температуре электролита 50-60 °С, значении потенциала 0,3-0,4 В относительно нормального хлор-серебряного электрода. Основная масса золота осаждается за 2—3 ч электролиза. После концентрации 100—120 мг/л для получения остаточного содержания золота в растворе 10—20 мг/л продолжительность осаждения увеличивается до 6-12 ч. Содержание золота в катодном осадке составляет 70-85%, серебра 10-25%, меди 0,5-5%, цинка 0,1-0,2%, железа 0,1-0,4%. Основная масса примесей неблагородных металлов остается в электролите и возвращается в процесс десорбции золота. Выход по току по золоту и серебру составляет около 30%. Увеличение плотности тока более 15-20 А/м2 нецелесообразно, так как при этом увеличивается осаждение примесей, в частности меди, уменьшается выход по току, увеличивается унос электролита с пузырьками выделяющегося водорода, изменяется структура осадка. [2]
8. Электроэлюирование. Метод электроэлюирования, или электродесорбции представляет собой совмещенный процесс десорбции золота и электроосаждения его из раствора. Исследовано электроэлюирование золота с применением десорбции раствора NH4SCN. С этой целью 1,5 л насыщенного ани-онита Деацидит Н с 24% сильноосновных групп после предварительного элюирования с него никеля и меди раствором NaCN перемешивали в электролизной ванне с 10 л 5 н. (380,65 г/л) раствора NH4SCN (6,67 объема раствора на 1 объем смолы). В качестве анода использовалась угольная пластина, в качестве катода — свинцовая фольга. Катодная плотность тока составляла 154 А/м2, напряжение 1,5 В. Золото со смолы извлекается практически полностью за 24 ч (до содержания 0,066 г/л) и достаточно полно осаждается на свинцовом катоде (до содержания в растворе 15 мг/л). При напряжении на электродах 1,5-1,6 В роданистый аммоний не разрушается и может быть использован для электроэлюирования многократно. Разрушение NH4SCN происходило при наряжении на электродах 1,8—1,86 В. В случае неселективного электроэлюирования 5 н. раствором NH4SCN при катодной плотности тока 300 А/м2 и напряжении на электродах 1,6 В золото и медь вымывались из смолы и осаждались на катоде почти на 100%, никель практически не элюировался, но некоторое его количество (до 9%) осаждалось на катоде. Продолжительность процесса 60 ч. Преимущество метода — малый объем элюирующего раствора и ускорение процесса десорбции, но недостатки, свойственные роданистым элюатам, сохраняются. Метод электроэлюирования с применением слабокислых ТМ растворов разработан М.С.Гирдасовым. Схема установки для электроэлюирования показана на рис.
В герметически закрывающийся электролизер загружают насыщенный анионит и электролит в количестве 2-10 м3 на 1 м3 смолы. Электролитом служит соляно- или сернокислый раствор ТМ с концентрацией 55—65 г/л ТМ и 18-20 г/л НС1 или 25 г/л H2SO4. В качестве анодов используется платинированный титан, в качестве катодов — титан (марка ВТ-1). Смола во взвешенном состоянии поддерживается воздушным перемешиванием. Выделяющаяся HCN отводится с током воздуха в поглотительные сосуды, заполненные раствором щелочи (NaOH или СаО). Во избежание окисления ТМ и загрязнения осадка металла элементарной серой аноды следует помещать в камеры с диафрагмами из катионитовых или анионитовых мембран. В анодные камеры в качестве анолита заливают 1—2%-ный раствор H2SO4. Осаждающиеся на катоде металлы защищены от перемешиваемой смолы экраном из полиэтиленовой сетки.
Процесс электроэлюирования без анодных диафрагм (по М.С.Гирдасову) проводится при плотности тока 10-20 А/м2, напряжении на электродах 1—1,5 В в течение 24—30 ч и позволяет получить остаточное содержание золота в смоле 0,2—0,4 мг/г. Применение анодных ионитовых мембран дает возможность повысить плотность тока до 100—300 А/м2, в результате чего резко увеличивается скорость и уменьшается продолжительность процесса электродесорбции. При этом снижается концентрация ТМ в элюирующем растворе с 80-90 г/л в динамическом процессе до 55-65 г/л при электроэлюировании, что значительно уменьшает потери этого реагента и объем аппаратуры. Эти преимущества компенсируют некоторое увеличение расхода электроэнергии при повышении плотности тока. Так, при электроэлюировании анионита, предварительно очищенного от примесей неблагородных металлов, с использованием катионитовой анодной мембраны при плотности тока 100-150 А/м2, напряжении на электродах 3 В, концентрации ТМ - 55 г/л и НСl - 19 г/л остаточное содержание золота в смоле 0,2 - 0,4 мг/г получено при продолжительности процесса 6 ч. Степень электродесорбции золота составила 95—97%, при осаждении на катоде 87,0 - 92,0%. Содержание золота в катодном осадке составляет 80-85%. По сравнению с динамическим элюированием при электродесорбции золота процесс ускоряется в 3—4 раза при отсутствии анодных диафрагм и плотности тока 10—20 А/м2 и в 20-25 раз при наличии диафрагм и повышении плотности тока до 100-150 А/м2. Повышение скорости электроэлюирования объясняется сдвигом равновесия реакции десорбции золота и увеличением скорости диффузии ионов тиомочевинных комплексов золота из зерен ионита вследствие уменьшения концентрации этих ионов в растворе при электроосаждении металла. Процесс электродесорбции примесей — меди, цинка и железа — щелочным раствором NaCI разработан А.С.Строгановым. Рекомендуемые условия: анодная диафрагма - катионитовая мембрана, плотность тока 150-200 А/м2; элюирующий раствор: 75-85 г/л NaOH + 60—75 г/л NaCI; количество раствора 2 объема на 1 объем смолы, продолжительность процесса 6-10 ч. Остаточное суммарное содержание примесей в смоле составляет 1,5-3,5 мг/г. Главным препятствием к промышленному внедрению разработанных методов электроэлюирования является отсутствие удовлетворительной конструкции электролизера, которая могла бы обеспечить стабильное проведение процесса в производственных условиях. [2]
В качестве возможных вариантов извлечения золота из тиокарбамидных растворов могут быть также применены: ионная фло¬тация, экстракция с TOA, гидратное (NaOH) осаждение с последующей переработкой получаемых золотосодержащих осадков методом цианирования, восстановление газообразным водородом и другие способы.

Здраствуете форумчани  я знаю как извлеч золоту  из раствора химполировки на 100% гарантией даже 0.10  не останетса в растворе в домашних условиях это провероно с стажем 12-лет в ювелирке.Я работал ювелиром в Ташкентским ювелирном заводе(Фонон) там и видел как технолог извлекают метал из химполировки но он некому не расказал свой секрет потомушта это его накормил ну можно его понят проста поставив себе на места его он не ювелир а технолог.А унас тоже многие ювелири не дружит с химией и по этому теряет половину метала а которие знает секрет хот спрашивае не скажут  проста дае я сам зделаю на 50%50 а такой расчёт дорого по этому ювелир сама извлекают метал и потеряет там полавину метала.А я не жлоб раскажу вам проста за спасибо ювелир должен помогат друг-другу особена таких трудних временах ну начнём  1.когда хотите извлеч метал из химполировки надо титановий банка ну литровий или по больше  туда все раствор заливаете с осадками темочивни и на плиту только не отходите далеко это вредна для кармана вашего  потомушто раствор может вскипет наружу это лишная потеря метала тепер главная когда раствор кипит добавьте туда перекис водорода 3% или гидроперит продаетса в любом аптеке в флакомчиках.На литр раствора 5 флакончиков хватит хот много долеваете нечего страшнего от этого потери не будет а на оборот и и не отходя от плити испараете раствор остаетса шлак а потом  прокаливаете до красна это тоже очен важна не прокал нет полного возврата метала.Потом охлаждаете и царскую водку остальних операцях не учит мне вам почти все ювелири знает как осадит метал из царского удачи колеги.

Aziz,
если не трудно - сколько тиомочевины на литр электролита вы ложите? примерно?