RU2071978C1 - Способ переработки медеэлектролитных шламов - Google Patents
Способ переработки медеэлектролитных шламов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2071978C1 RU2071978C1 SU5041835A RU2071978C1 RU 2071978 C1 RU2071978 C1 RU 2071978C1 SU 5041835 A SU5041835 A SU 5041835A RU 2071978 C1 RU2071978 C1 RU 2071978C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- lead
- antimony
- leaching
- hydrochloric acid
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 title claims description 16
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 48
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 43
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 claims abstract description 42
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 41
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 38
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 34
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonia chloride Chemical compound [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 29
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims abstract description 22
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 claims abstract description 21
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 claims abstract description 21
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 claims abstract description 16
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 7
- SRWFBFUYENBCGF-UHFFFAOYSA-M sodium;chloride;hydrochloride Chemical compound [Na+].Cl.[Cl-] SRWFBFUYENBCGF-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract 2
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 30
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 16
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 15
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 14
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 4
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 19
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 11
- YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N sulfane sulfuric acid Chemical compound S.OS(O)(=O)=O YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 4
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 abstract description 4
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 35
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 20
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 20
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 12
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 8
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 1,3,2$l^{2}-dioxaplumbetan-4-one Chemical compound [Pb+2].[O-]C([O-])=O MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910000003 Lead carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- QQHJESKHUUVSIC-UHFFFAOYSA-N antimony lead Chemical compound [Sb].[Pb] QQHJESKHUUVSIC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052721 tungsten Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000012224 working solution Substances 0.000 description 2
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 206010027439 Metal poisoning Diseases 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 1
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 150000004770 chalcogenides Chemical class 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 231100000086 high toxicity Toxicity 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 208000008127 lead poisoning Diseases 0.000 description 1
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical group [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ACNRWWUEFJNUDD-UHFFFAOYSA-N lead(2+);distiborate Chemical compound [Pb+2].[Pb+2].[Pb+2].[O-][Sb]([O-])([O-])=O.[O-][Sb]([O-])([O-])=O ACNRWWUEFJNUDD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 1
- 239000008267 milk Substances 0.000 description 1
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 description 1
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 238000012827 research and development Methods 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: цветная металлургия, может быть использовано для комплексного извлечения из медеэлектролитных шламов сурьмы, мышьяка, свинца, сульфатной серы и селективного выделения в отдельные концентраты свинца, сурьмы, благородных и редких металлов. Сущность: для переработки медеэлектролитных шламов осуществляют выщелачивание шлама и промывку кека оборотным солянокислым раствором хлорида натрия, содержащим хлорид аммония, при соотношении хлорида аммония к соляной кислоте, равном 1:(3-5), затем осуществляют в две стадии регенерацию раствора солевого выщелачивания, при этом на первой стадии отделяют концентрат сурьмы, а на второй - выделяют концентрат свинца, продукты регенерации промывают насыщенным раствором хлорида натрия, фильтрат корректируют по соляной кислоте и возвращают на выщелачивание. 2 з.п. ф-лы, 2 табл.
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для комплексного извлечения из медеэлектролитных шламов сурьмы, мышьяка, свинца, сульфатной серы и селективного выделения в отдельные концентраты свинца, сурьмы, благородных и редких металлов.
По известным в мировой практике способам переработки медеэлектролитных шламов, в том числе и по действующей в нашей стране обжигово-селенидной технологии, перед извлечением редких и благородных металлов из шламов извлекают только медь. Другие компоненты: сурьма, свинец, сульфат-ион, мышьяк, хотя на их долю вместе со связанным кислородом приходится до 60-65% общей массы обезмеженного шлама, предварительно не извлекаются. Эти примеси, участвуя во всем технологическом цикле, в 2-3 раза завышают объемы рабочих потоков, а также незавершенного производства, снижают технико-экономические показатели и качество товарных продуктов, усложняют технологию переработки шламов.
При переработке шламов по обжигово-селенидной технологии наличие в шламе свинца, сурьмы, мышьяка особенно отрицательно сказывается на стадии плавки, они образуют целый ряд промпродуктов: тугоплавкие силикатные, а также содистые, медистые шлаки, плавильные пыли и газы, с которыми теряется до 4-7% серебра и 30-35% теллура. Большая доля этих примесей в пыле- и газовыносе основных переделов обусловливает высокую токсичность производства. Повышенное, например, содержание свинца в атмосфере цеха (в 5-7 раз превышающее ПДК) создает опасность свинцовых отравлений.
Концентрирование редких и благородных металлов в шламах за счет выщелачивания из них свинца, сурьмы, мышьяка, сульфатной серы существенно расширяет технологические возможности любого способа дальнейшей переработки шламов. Выделение свинца и сурьмы из шлама сразу в отдельные концентраты позволит повысить качество их по содержанию основного компонента и степень готовности для дальнейшей переработки, тем более, что сурьмяное и свинцовое предприятие находятся в разных регионах.
Известен способ солевого выщелачивания свинца из медеэлектролитных шламов, включающий выщелачивание насыщенным раствором хлорида натрия (300 г/л) при Ж:Т 15:1 и 90-95oС в течение 6 ч. Пульпу фильтруют и отделяют кек. Регенерацию фильтрата осуществляют в три стадии: 1) охлаждением до 15-20oС кристаллизуют хлорид свинца и отделяют от маточника фильтрацией; 2) из маточника при 60-65oС карбонатом натрия осаждают карбонат свинца, расход карбоната натрия 130-150% от стехиометриия, карбонат свинца отфильтровывают; 3) из фильтрата осаждают сульфатную серу хлоридом кальция при 80-85o и расходе реагента в 1000-120% Продолжительность каждой стадии регенерации 2 ч. Содержание свинца в первом продукте (хлориде свинца) 50-75% во втором (карбонате свинца) 64-67% (Лайкин В.К. Шарипов Г.Ш. Денисюк Г.А. и др. Гидрометаллургическое извлечение свинца из медеэлектролитных шламов. Труды Института М и О АН Каз. СССР. Гидрометаллургия халькогенидных материалов, Алма-Ата, Наука Каз. ССР, 1978, т. 53 с.100-105).
Недостатки способа.
1. Применим только для выщелачивания свинца сульфатной формы; оксиды, антимонаты свинца в этих условиях не вскрываются. (Беленький А.М. и др. Выщелачивание антимоната свинца из обезмеженных медеэлектролитных шламов. - Цветные металлы, 1986, N 6, с. 24). В нейтральный солевой раствор не переходят также сурьма и мышьяк.
2. Большое значение Ж:Т 15:1 это большие объемы рабочих растворов, большая абсолютная масса серебра в них и, как следствие, значительные потери его при последующей регенерации. С кристаллами хлорида свинца соосаждается до 60% серебра из раствора (Справочник по растворимости. Наука. 1969, табл. N 3807).
Общее извлечение серебра из шлама в кек солевого выщелачивания не превышает 90%
3. Выщелачивание продолжительно (не менее 6 часов).
3. Выщелачивание продолжительно (не менее 6 часов).
4. При регенерации горячий раствор охлаждают, затем снова нагревают.
Наиболее близким по технической сущности заявляемому изобретению является способ переработки медеэлектролитных шламов, включающий выщелачивание при 80-90oС и Ж:Т 7:1 насыщенным раствором хлорида натрия (300 г/л), содержащим 35 г/л cоляной кислоты, в течение 1-2 ч. Пульпу фильтруют. Кек солевого выщелачивания промывают 15%-ным раствором хлорида натрия и горячей водой. Промводы объединяют с фильтратом и раствор направляют на регенерацию оксидом кальция. Расход реагента 200-300% Осаждают свинцово-сурьмяный концентрат при 80-90oС в течение 3 ч. Пульпу фильтруют. Кек отжимают на фильтре и сушат. Раствор после корректировки по соляной кислоте до концентрации 35 г/л возвращают в оборот.
Извлечение сурьмы и свинца из шлама в сурьмяно-свинцовый концентрат составляет 98-99% а суммарное их содержарние в полученном концентрате - 40-50% (Петров Г.В. Исследование и разработка бессбросного гидрометаллургического метода извлечения цветных, благородных и редких металлов из шламов электролиза меди. Автореф. диссертации. Ленинград. ЛГИ, 1989, с. 9 11 и 17. Разработать технологию рафинирования медеэлектролитных шламов от тяжелых металлов, обеспечивающую повышенное извлечение серебра. Промежуточный отчет о НИР N 0182806781 по теме "Изучить закономерности поведения серебра в металлургических процессах, разработать и внедрить в производство способ повышения его извлечения", ЛГИ, Руководитель Грейвер Т.Н. Беленький А.М. 1984, с. 73, N 533).
Недостатки этого способа.
1. Низкая степень извлечения серебра в кек солевого выщелачивания (КСВ) за счет перехода серебра в оборотный раствор не менее 8-11% из которых 85-90% на стадии регенерации, осаждается в свинцово-сурьмяный концентрат. Общая степень извлечения серебра в КСВ составляет не более 89-92%
2. При регенерации растворов выщелачивания сурьма и свинец выделяются совместно в один концентрат.
2. При регенерации растворов выщелачивания сурьма и свинец выделяются совместно в один концентрат.
3. В оборотном растворе постоянно нарастает концентрация кальция, в среднем по 14 г/л для каждого оборота, степень извлечения серы из шлама соответственно снижается от цикла к циклу с 80 до 1-2% а выход кека солевого выщелачивания возрастает с 35-40% до 60-80% Получить при этом богатый концентрат редких и благородных металлов невозможно; сурьмяно-свинцовый концентрат также сильно разубожен кальцием (до 14%).
4. Перещелачивание растворов при их регенерации увеличивает потери серебра в свинцово-сурьмяный концентрат с 50 (для рН=7-8) до 90% (при рН более 8).
5. Повышенный расход соляной кислоты при корректировке растворов.
6. Сурьма, присутствующая в шламе в труднорастворимых формах (антимонаты), не выщелачивается полностью.
Целью изобретения является комплексное извлечение из медеэлектролитных шламов разного состава свинца на 95-98%0, сурьмы на 90-98% сульфатной серы на 70-80% мышьяка на 60-80% повышение извлечения серебра в кек солевого выщелачивания концентрат редких и благородных металлов до 98,2% с выделением свинца и сурьмы в селективные концентраты при одновременном повышении их качества и концентрировании основного вещества: по сурьме - 03-60% по свинцу 60-70%
Поставленная цель достигается тем, что выщелачивание медеэлектролитного шлама проводят при 80-85oС раствором хлорида натрия концентрации 300 г/л, подкисленным соляной кислотой и содержащим хлорид аммония при соотношении хлорид аммония: соляная кислота, равном 1:(3-15). Кек солевого выщелачивания отделяют и промывают солевым раствором, содержащим соляную кислоту, при 85-90oС и водой при 90-100oC.
Поставленная цель достигается тем, что выщелачивание медеэлектролитного шлама проводят при 80-85oС раствором хлорида натрия концентрации 300 г/л, подкисленным соляной кислотой и содержащим хлорид аммония при соотношении хлорид аммония: соляная кислота, равном 1:(3-15). Кек солевого выщелачивания отделяют и промывают солевым раствором, содержащим соляную кислоту, при 85-90oС и водой при 90-100oC.
Регенерацию раствора солевого выщелачивания осуществляют в две стадии: на первой вводят оксид кальция при соотношении сульфат-ион: оксид кальция, равном 1: (0,5-0,7), доводят рН до 2-3 раствором гидроксида натрия концентрации 200-240 г/л, отфильтровывают концентрат сурьмы; на второй стадии доводят раствором гидроксида натрия рН до 7-8, концентрат свинца отфильтровывают. Оба концентрата промывают насыщенным раствором хлорида натрия и затем водой при 90-100oС, фильтрат корректируют по соляной кислоте и направляют на выщелачивание.
От прототипа разработанный авторами способ отличается тем, что выщелачивание осуществляют кислым раствором хлорида натрия, содержащим хлорид аммония, при соотношении хлорида аммония: соляная кислота, равном 1:(3-15), регенерацию раствора солевого выщелачивания проводят в две стадии: на первой стадии вводят оксид кальция при соотношении сульфат-ион оксид кальция, равном 1:(0,5-0,7), раствором гидроксида натрия концентрации 200-240 г/л устанавливают рН 2-3, отделяют концентрат сурьмы; на второй стадии доводят рН до 7-8 гидроксидом натрия той же концентрации, выделяют концентрат свинца.
Оба концентрата промывают насыщенным раствором хлорида натрия и водой при 90-100oС, а как солевого выщелачивания промывают подкисленным до 30-35 г/л соляной кислоты фильтратом после регенерации при 85-90oС и водой при 90-100oС.
Условия осуществления способа подобраны экспериментально. Оптимальные условия приведены в таблице 1 (пп.1,2,3,12,13,20,21).
При соотношении хлорид аммония: соляная кислота большем, чем 1:3 (таблица 1, п.6) извлечение сурьмы из шлама снижается до 84,2%
При соотношении хлорид аммония: соляная кислота меньшем, чем 1:15 (таблица 1, п.7), извлечение компонентов в раствор не изменяется, но увеличивается расход кислоты.
При соотношении хлорид аммония: соляная кислота меньшем, чем 1:15 (таблица 1, п.7), извлечение компонентов в раствор не изменяется, но увеличивается расход кислоты.
При содержании хлорида аммония в растворе большем 10 г/л извлечение серебра в кек солевого выщелачивания уменьшается до 96,8% и менее (таблица 1, пп 5 и 23).
При содержании хлорида аммония в растворе меньшем 6 г/л степень извлечения серебра в кек падает до 93,5% и менее (таблица 1, пп. 4 и 22).
При рН < 2 на первой стадии регенерации степень извлечения сурьмы в сурьмяный концентрат падает (75,6% и менее таблица 1, пп.12 и 18), снижается степень разделения сурьмы и свинца, при этом увеличивается извлечение сурьмы в свинцовый концентрат (1,20% и более таблица 1, пп.20 и 21), снижая качество свинцового концентрата.
При рН > 3 на первой стадии регенерации степень перехода свинца в сурьмяный концентрат увеличивается с 1,3 до 99,0% (таблица 1, пп.13 и 19), снижая качество сурьмяного концентрата.
На первой стадии регенерации солевого раствора при соотношении сульфат-ион: оксид кальция меньше, чем 1:0,7, снижается степень извлечения сульфатной серы из шлама с 84% до 44% и менее, и повышается расход оксида кальция (см. пример 4 и таблицу 1, п.15) при соотношении больше, чем 1:0,5 степень очистки раствора от сульфатной серы меньше 80% (таблица 1, пп.12 и 14).
На второй стадии регенерации при рН < 7 снижается степень извлечения свинца в концентрат (таблица 1, пп.20 и 26) с 97,1% до 94,3% и менее, а при рН > 8 повышаются потери серебра со свинцовым концентратом (таблица 1, п. 27), и извлечение его в кек солевого выщелачивания соответственно уменьшается с 98 до 96,3% и менее.
На стадии регенерации солевого раствора использование гидроксида натрия концентрации меньше 200 г/л нецелесообразно, так как ведет к увеличению объемов рабочих растворов (табл.1, пп.16 и 24), а при концентрации выше 240 г/л повышаются потери серебра со свинцовым концентратом до 1,8% а с сурьмяным до 0,5% (табл.1, пп.17 и 25).
При промывке кека солевого выщелачивания раствором, содержащим соляной кислоты менее 30 г/л, понижается степень очистки шлама от сурьмы на 7% (с 97% до 90%), (примеры 2, 4), а увеличение концентрации соляной кислоты выше 35 г/л нецелесообразно, так как показатели извлечения не изменяются.
При промывке сурьмяного и свинцового концентратов одной водой (без добавки хлорида натрия) серебро из маточного раствора переходит в сурьмяный и свинцовый концентраты, содержание его в этих концентратах увеличивается на 0,4-0,6%
Способ проверен в полупромышленном масштабе на комбинате "Уралэлектромедь".
Способ проверен в полупромышленном масштабе на комбинате "Уралэлектромедь".
Пример 1. Медеэлектролитный шлам (состав приведен в табл.3) в количестве 100 кг загружают в эмалированный реактор на 1 м3 c мешалкой и паровой рубашкой и выщелачивают 400 л нагретого до 80-85oС оборотного раствора, содержащего в г/л: хлорида натрия 300, соляной кислоты 36, хлорида аммония 6 (соотношение NH4Cl:HCl 1:6), серебра 1,80, сурьмы 0,31, свинца 0,21, мышьяка 0,33, серы 0,31, кальция 2,12 при перемешивании пульпы 60 минут.
Кек солевого выщелачивания (КСВ) отфильтровывают и промывают оборотным солевым раствором при Ж:Т=1:1 и 85-90oС, затем водой при 90-100oС и Ж:Т=1:1, отжимают на фильтре.
Раствор выщелачивания, содержащий в г/л: Ag 2,70; Pb 40,30; Sb - 40,28; As 4,3; S 12,03; Ca 2,23 регенерируют в 2 стадии:
на первой к раствору при 80-85oС добавляют известковое молоко при концентрации оксида кальция 100 г/л (соотношение SO4 -2:СаО 1:0,5) и раствором гидроксида натрия концентрации 240 г/л доводят рН пульпы до 2,0, перемешивают нагретую до 80-85oС смесь 30 минут;
на второй стадии концентрат сурьмы отфильтровывают, промывают раствором хлорида натрия (концентрация 300 г/л) и водой при 90-100oС при Ж:Т=1:1; нагретый до 80-85oС солевой раствор состава (г/л):Pb 39,83, Sb 2,30, As 3,25; S 0,35; Ca 2,05, Ag 2,53 нейтрализуют раствором гидроксида натрия концентрации 240 г/л до рН 7,0; пульпу перемешивают 30 минут, отфильтровывают концентрат свинца, промывают раствором хлорида натрия (концентрация 300 г/л) и водой при 90-100oС и Т:Ж=1:1.
на первой к раствору при 80-85oС добавляют известковое молоко при концентрации оксида кальция 100 г/л (соотношение SO4 -2:СаО 1:0,5) и раствором гидроксида натрия концентрации 240 г/л доводят рН пульпы до 2,0, перемешивают нагретую до 80-85oС смесь 30 минут;
на второй стадии концентрат сурьмы отфильтровывают, промывают раствором хлорида натрия (концентрация 300 г/л) и водой при 90-100oС при Ж:Т=1:1; нагретый до 80-85oС солевой раствор состава (г/л):Pb 39,83, Sb 2,30, As 3,25; S 0,35; Ca 2,05, Ag 2,53 нейтрализуют раствором гидроксида натрия концентрации 240 г/л до рН 7,0; пульпу перемешивают 30 минут, отфильтровывают концентрат свинца, промывают раствором хлорида натрия (концентрация 300 г/л) и водой при 90-100oС и Т:Ж=1:1.
Фильтрат, объединенный с промводами, после упарки и корректировки по кислоте направляют на выщелачивание шлама.
Получено 3 продукта (данные в таблице 2).
Пример 2. 100 кг шлама медеэлектролитного состава, Ag 24,03; Au - 1,59; Pd 0,11; Pb 18,95; Sb 13,16; Se 4,93; Te 1,52; As 1,54; Са - 0,64; S 5,94 загружают в эмалированный реактор на 1 м3 с мешалкой и паровой рубашкой и выщелачивают 800 л нагретого до 80-85oС раствора при перемешивании 1,5 ч, содержащего (в г/л) хлорида натрия 300, соляной кислоты - 30, хлорида аммония 10 (NH4Cl: HCl 1:3), свинца 0,21, мышьяка - 0,22, серы 0,20, сурьмы 0,39, кальция 1,92, серебра 1,90.
Кек отфильтровывают, промывают, отжимают, как в примере 1, и регенерируют раствор выщелачивания в 2 стадии:
на первой стадии при 80-85oС к раствору добавляют известковое молоко при соотношении SO4: CaO, равном 1:0,6, и выделяют концентрат сурьмы, раствором гидроксида натрия концентрации 200 г/л доводят рН до 3 и отделяют концентрат сурьмы, как описано в примере 1.
на первой стадии при 80-85oС к раствору добавляют известковое молоко при соотношении SO4: CaO, равном 1:0,6, и выделяют концентрат сурьмы, раствором гидроксида натрия концентрации 200 г/л доводят рН до 3 и отделяют концентрат сурьмы, как описано в примере 1.
на второй стадии из нагретого до 80-85oС солевого раствора при рН 8, которое устанавливают раствором гидроксида натрия концентрации 200 г/л, выделяют концентрат свинца; промывают, как в примере 1.
Получены 3 продукта (данные сведены в таблицу 2).
Пример 3. Медеэлектролитный шлам, содержащий трудновскрываемые формы сурьмы, в количестве 32 кг, состава, Ag 19,20; Au 0,89; Pd -0,04; Se - 7,30; Te 1,30; Sb 16,24; Pb 16,15; As 1,80; S 5,11; Sa 0,63 загружают в реактор и выщелачивают 400 л раствора, содержащего, г/л: хлорида натрия 300, соляной кислоты 90, хлорида аммония 6, серебра 1,83, сурьмы 0,32, свинца 0,24, мышьяка 0,31, серы 0,41, кальция 1,90, при 80-85oC и перемешивании 40 мин, затем в пульпу вводят при перемешивании 68 кг медеэлектролитного шлама состава, Ag 19,42; Au 1,72; Pd 0,08; Se - 3,73; Te 1,23; Pb 20,71; Sb 16,03; As 2,12; S 5,72; Ca 0,54 и 400 л горячего (80-85oС) солевого раствора того же состава, но без соляной кислоты, и выщелачивают пульпу еще 40 мин при тех же условиях. Фильтрация и промывка кека, как в примере 1. Регенерацию раствора проводят в 2 стадии, как в примере 1, но при соотношении сульфат-ион оксид кальция, равном 1:0,7.
Получены три продукта (данные сведены в таблице 2).
Пример 4 (по прототипу). 100 г медеэлектролитного шлама состава, в Au 1,59; Ag 24,03; Pd 0,11; Se 4,93; Te 1,52; Sb 13,16; Pb 18,95; As 1,54; S 5,94; Sa 0,64 загружают в 700 мл (Т:Ж 1:7) солевого раствора, содержащего, г/л: хлорида натрия 300, соляной кислоты 35, серебра 0,3; сурьмы 0,3; свинца 0,2; мышьяка 0,1; серы 0,1; кальция 14,8; и выщелачивают при 85-90oС и перемешивании в течение 2 ч.
Пульпу отфильтровывают, кек промывают 15% раствором хлорида натрия при 80-90oС, а затем горячей водой.
Регенерацию фильтрата состава, в Ag 2,91; Sb 17,43; Pb 26,69; As 1,73; S 3,84; Ca 11,39, осуществляют при 80-90oС введением 31 г оксида кальция (2-х кратный избыток) при перемешивании пульпы 2 ч.
Полученный коллективный свинцово-сурьмяный концентрат отделяют.
Данные по составу концентрата и кека и извлечению представлены в таблице.
Claims (3)
1. Способ переработки медеэлектролитных шламов, включающий солевое выщелачивание шлама соляно-кислым раствором хлорида натрия при нагревании, фильтрацию и промывку кека, регенерацию раствора солевого выщелачивания оксидом кальция при нагревании, фильтрацию и промывку выделенного концентрата, отличающийся тем, что выщелачивание шлама и промывку кека осуществляют оборотным соляно-кислым раствором хлорида натрия, дополнительно содержащим хлорид аммония, при соотношении хлорида аммония к соляной кислоте, равном 1: (3 5), а регенерацию раствора солевого выщелачивания проводят в две стадии: оксид кальция вводят на первой стадии при соотношении сульфатиона к оксиду кальция, равном 1: (0,5 0,7), устанавливают рН пульпы, равный 2 3, гидроксидом натрия и отделяют концентрат сурьмы, а на второй стадии устанавливают рН 7 8 и выделяют концентрат свинца, продукты регенерации промывают насыщенным раствором хлорида натрия, фильтрат корректируют по соляной кислоте и возвращают на выщелачивание.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что используют раствор гидроксида натрия концентрации 200 240 г/л.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что раствор для выщелачивания содержит 6 10 г/л хлорида аммония.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5041835 RU2071978C1 (ru) | 1992-05-13 | 1992-05-13 | Способ переработки медеэлектролитных шламов |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5041835 RU2071978C1 (ru) | 1992-05-13 | 1992-05-13 | Способ переработки медеэлектролитных шламов |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2071978C1 true RU2071978C1 (ru) | 1997-01-20 |
Family
ID=21604033
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU5041835 RU2071978C1 (ru) | 1992-05-13 | 1992-05-13 | Способ переработки медеэлектролитных шламов |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2071978C1 (ru) |
Cited By (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101660053A (zh) * | 2009-09-22 | 2010-03-03 | 中南大学 | 一种从锡渣中回收锡锑铅并富集铟的方法 |
| RU2397259C1 (ru) * | 2009-03-10 | 2010-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") | Способ переработки серебросодержащих свинцовых отходов для извлечения серебра и свинца в виде продуктов |
| RU2532697C2 (ru) * | 2013-02-28 | 2014-11-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Способ переработки серебросодержащих концентратов |
| RU2618050C1 (ru) * | 2015-12-07 | 2017-05-02 | Акционерное общество "Уралэлектромедь" | Способ переработки медеэлектролитного шлама |
| RU2650663C1 (ru) * | 2014-05-28 | 2018-04-16 | Оутотек (Финлэнд) Ой | Гидрометаллургическая переработка анодного шлама |
| RU2755597C1 (ru) * | 2021-02-19 | 2021-09-17 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Санкт-Петербургский горный университет» | Способ выделения мышьяка и сурьмы из медьсодержащего сырья |
| CN114892007A (zh) * | 2022-05-18 | 2022-08-12 | 云南锡业股份有限公司铜业分公司 | 一种复杂铜阳极泥蒸硒渣中回收有价金属的方法 |
| CN116005000A (zh) * | 2022-11-15 | 2023-04-25 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种粗铅冶炼烟尘的脱砷方法 |
| RU2834093C1 (ru) * | 2024-07-12 | 2025-02-03 | Общество с ограниченной ответственностью "Лаборатория Инновационных Технологий" (ООО "ЛИТ") | Способ гидрометаллургической переработки анодных шламов электролитического рафинирования вторичной меди |
-
1992
- 1992-05-13 RU SU5041835 patent/RU2071978C1/ru active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Петров Г.В. Автореферат диссертации "Исследование и разработка бессбросного гидрометаллургического метода извлечения цветных и редких металлов из шламов электролиза меди". - Л.: ЛГИ, 1989, с.9-11, 17. * |
Cited By (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2397259C1 (ru) * | 2009-03-10 | 2010-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") | Способ переработки серебросодержащих свинцовых отходов для извлечения серебра и свинца в виде продуктов |
| CN101660053A (zh) * | 2009-09-22 | 2010-03-03 | 中南大学 | 一种从锡渣中回收锡锑铅并富集铟的方法 |
| RU2532697C2 (ru) * | 2013-02-28 | 2014-11-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Способ переработки серебросодержащих концентратов |
| RU2650663C1 (ru) * | 2014-05-28 | 2018-04-16 | Оутотек (Финлэнд) Ой | Гидрометаллургическая переработка анодного шлама |
| RU2618050C1 (ru) * | 2015-12-07 | 2017-05-02 | Акционерное общество "Уралэлектромедь" | Способ переработки медеэлектролитного шлама |
| RU2755597C1 (ru) * | 2021-02-19 | 2021-09-17 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Санкт-Петербургский горный университет» | Способ выделения мышьяка и сурьмы из медьсодержащего сырья |
| CN114892007A (zh) * | 2022-05-18 | 2022-08-12 | 云南锡业股份有限公司铜业分公司 | 一种复杂铜阳极泥蒸硒渣中回收有价金属的方法 |
| CN116005000A (zh) * | 2022-11-15 | 2023-04-25 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种粗铅冶炼烟尘的脱砷方法 |
| CN116005000B (zh) * | 2022-11-15 | 2023-10-13 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种粗铅冶炼烟尘的脱砷方法 |
| RU2834093C1 (ru) * | 2024-07-12 | 2025-02-03 | Общество с ограниченной ответственностью "Лаборатория Инновационных Технологий" (ООО "ЛИТ") | Способ гидрометаллургической переработки анодных шламов электролитического рафинирования вторичной меди |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| SU1165238A3 (ru) | Способ гидрометаллургической переработки сырь ,содержащего цветные металлы и железо | |
| EP0259454B1 (en) | Preparation of ultra-pure silver nitrate | |
| RU2071978C1 (ru) | Способ переработки медеэлектролитных шламов | |
| US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
| GB2358408A (en) | Preparation of ultra-pure silver | |
| FI58350C (fi) | Foerfarande foer separering av palladium fraon en blandning av metaller tillhoerande platinagruppen | |
| US3876747A (en) | Separation and purification of iridium | |
| CA1147970A (en) | Process for cobalt recovery from mixed sulfides | |
| US4544460A (en) | Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper | |
| CN107034358A (zh) | 一种还原水解共沉淀富集与回收金铂钯硒碲铋的方法 | |
| US4435368A (en) | Hydrometallurgical process for selective dissolution of mixtures of oxy compounds | |
| CN111620481B (zh) | 一种含氯砷工业废水的资源化处理方法 | |
| JP2011195935A (ja) | 白金族元素の分離回収方法 | |
| RU2079561C1 (ru) | Способ переработки окисленных полиметаллических материалов | |
| RU2421529C1 (ru) | Способ получения аффинированного серебра | |
| CN1041787A (zh) | 高铅高砷硫化锑矿的处理方法 | |
| JP2000169116A (ja) | セレンの選択的浸出回収方法 | |
| US3920790A (en) | Separating and purification of platinum group metals and gold | |
| RU2131474C1 (ru) | Способ извлечения свинца из свинецсодержащего сырья | |
| RU2038394C1 (ru) | Способ извлечения серебра из промпродуктов аффинажа, содержащих хлорид серебра | |
| RU2023732C1 (ru) | Способ извлечения золота из хлоридных растворов сложного состава | |
| US2676096A (en) | Process for the recovery of cadmium from cadmium containing residues | |
| CA2036379A1 (en) | Method for the recovery of zinc, copper and lead of oxidized and/or sulfurized ores and materials | |
| RU2131473C1 (ru) | Способ кондиционирования свинецсодержащего материала перед плавкой | |
| NO154748B (no) | Fremgangsmaate for behandling av blykloridopploesninger. |