RU2035519C1 - Способ переработки сульфидных серебряных руд - Google Patents
Способ переработки сульфидных серебряных руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2035519C1 RU2035519C1 RU92003404A RU92003404A RU2035519C1 RU 2035519 C1 RU2035519 C1 RU 2035519C1 RU 92003404 A RU92003404 A RU 92003404A RU 92003404 A RU92003404 A RU 92003404A RU 2035519 C1 RU2035519 C1 RU 2035519C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- leaching
- solution
- nitric acid
- mercury
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 17
- YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L silver sulfate Chemical compound [Ag+].[Ag+].[O-]S([O-])(=O)=O YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 title 1
- 229910000367 silver sulfate Inorganic materials 0.000 title 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 102
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims abstract description 100
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims abstract description 100
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 42
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 claims abstract description 40
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims abstract description 39
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims abstract description 24
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 15
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 229910052956 cinnabar Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 8
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 8
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 6
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 7
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 3
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 3
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 7
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 abstract description 3
- SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N silver(1+) nitrate Chemical compound [Ag+].[O-]N(=O)=O SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 8
- 229960001516 silver nitrate Drugs 0.000 abstract 4
- 229910001961 silver nitrate Inorganic materials 0.000 abstract 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 36
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 11
- 229910000497 Amalgam Inorganic materials 0.000 description 10
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 8
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 5
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical group [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 4
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical group Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- -1 gravity enrichment Chemical compound 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 3
- QXKXDIKCIPXUPL-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenemercury Chemical compound [Hg]=S QXKXDIKCIPXUPL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- PGWMQVQLSMAHHO-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenesilver Chemical class [Ag]=S PGWMQVQLSMAHHO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 3
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 2
- 150000001720 carbohydrates Chemical class 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 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
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 229910052946 acanthite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- VRJVVIKEWDDYOG-UHFFFAOYSA-N mercury;nitric acid Chemical compound [Hg].O[N+]([O-])=O VRJVVIKEWDDYOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QHDUJTCUPWHNPK-UHFFFAOYSA-N methyl 7-methoxy-2h-indazole-3-carboxylate Chemical compound COC1=CC=CC2=C(C(=O)OC)NN=C21 QHDUJTCUPWHNPK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 230000002265 prevention Effects 0.000 description 1
- 238000004537 pulping Methods 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- LFAGQMCIGQNPJG-UHFFFAOYSA-N silver cyanide Chemical compound [Ag+].N#[C-] LFAGQMCIGQNPJG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XUARKZBEFFVFRG-UHFFFAOYSA-N silver sulfide Chemical compound [S-2].[Ag+].[Ag+] XUARKZBEFFVFRG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229940056910 silver sulfide Drugs 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 1
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 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: для извлечения серебра из серебряных руд, содержащих серебро в виде амальгамы. Сущность изобретения: в способе переработки серебряных руд, содержащих ртуть, осуществляют гравитационное обогащение. Азотнокислое выщелачивание серебросодержащих продуктов проводят 28-30%-ной азотной кислотой при комнатной температуре и атмосферном давлении, определенном отношением Ж:Т.Из раствора азотнокислого выщелачивания после отделения осадка серебра дополнительно осаждают ртуть в виде киновари с возвратом обезметалленного раствора в цикл азотнокислого выщелачивания. Осадок хлорида серебра перед плавкой на слиток предварительно отмывают от ртути 10-15%-ной азотной кислотой с подачей промывочного раствора в цикл выщелачивания. Хвосты гравитационного обогащения выщелачивают, и из раствора электроэкстракцией осаждают серебро с подачей катодного металла на азотнокислое выщелачивание, а обезметалленного раствора - на выщелачивание хвостов. Изобретение позволяет сократить капитальные и эксплуатационные затраты на извлечение серебра из руды и извлекать наряду с серебром в товарной продукт ртуть в виде киновари. 1 з.п. ф-лы, 1 ил.
Description
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов, в частности к извлечению серебра из серебряных руд, и может быть использовано при комплексной переработке серебряных руд, содержащих ртуть.
Известен способ производства металлического серебра на комбинате "Эскаланте" (США), включающий дробление руды, двухстадийное измельчение до крупности 80% класса минус 45 мкм, сгущение пульпы, цианирование сгущенного продукта, фильтрацию пульпы, распульповку кека оборотным раствором с повторной фильтрацией, промывкой и последующим складированием в хвостохранилище, осаждение серебра цинковой пылью из цианистого серебросодержащего раствора, выщелачивание цветных металлов-примесей из цинкового осадка серной кислотой, плавку остатка выщелачивания в отражательной печи с получением сплава Доре, содержащего 96% серебра [1]
Недостаток известного способа низкое извлечение серебра в слиток.
Недостаток известного способа низкое извлечение серебра в слиток.
Известен способ переработки серебросодержащих руд, включающий дробление и измельчение руды до крупности 65% класса плюс 0,3 мм, гравитационное обогащение, флотацию хвостов гравитационного обогащения, азотнокислое и/или азотно-сернокислое автоклавное выщелачивание гравио- и флотоконцентратов, осаждение серебра из раствора выщелачивания в виде хлорида и переработку отфильтрованного осадка на металлическое серебро путем превращения АqCl в Aq2S, окисления Aq2S до Аq2SO4 растворения Aq2SO4 в аммиачном растворе, восстановления серебра из аминного комплекса водородом и плавки его на серебряный слиток с массовой долей серебра 99,25% [2] Известный способ является наиболее близким из известных аналогов к предлагаемому и выбран в качестве прототипа.
Недостатки прототипа: при переработке серебряных руд, содержащих ртуть, флотация серебра из хвостов гравитационного обогащения из-за труднофлотируемости руды не обеспечивает минимальных потерь серебра с хвостами флотации; выделение серебра из азотнокислого выщелачивающего раствора в виде хлорида и далее сульфида серебра приводит к загрязнению продукта сульфидом ртути; выщелачивание гравио- и флотоконцентратов, содержащих серебро в виде амальгамы, азотной кислотой в автоклаве под давлением кислорода приводит к увеличению капитальных и эксплуатационных затрат, а также затрат на повышение мер безопасности; способ не обеспечивает возможность выделения ртути из выщелачивающих азотнокислых растворов.
Предлагаемый способ в отличие от прототипа обеспечивает комплексную переработку серебряных руд, содержащих серебро частично в виде амальгамы, позволяет снизить затраты на азотнокислое выщелачивание серебра из гравиоконцентратов, предотвращает загрязнение продукта сульфидом ртути, позволяет выделить ртуть из растворов азотнокислого выщелачивания и сократить потери серебра при переработке хвостов гравитационного обогащения.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки серебряных руд, содержащих ртуть, включающем гравитационное обогащение, азотнокислое выщелачивание серебросодержащего концентрата, осаждение серебра в виде хлорида и плавку осадка на металлическое серебро, азотнокислое выщелачивание проводят 28-30%-ной азотной кислотой при комнатной температуре и атмосферном давлении, отношении Ж:Т=20-25:1 в течение 20-24 ч. Из раствора азотнокислого выщелачивания после выделения осадка серебра дополнительно осаждают в виде киновари ртуть с возвратом обезметалленного раствора в цикл азотнокислого выщелачивания. Осадок хлорида серебра перед переработкой на слиток предварительно отмывают от ртути 10-15%-ной азотной кислотой с подачей промывочного раствора в цикл выщелачивания. Хвосты гравитационного обогащения выщелачивают и из раствора осаждают электроэкстракцией серебро с подачей катодного металла на азотнокислое выщелачивание, а обезметалленного раствора на выщелачивание хвостов.
В предпочтительном варианте выполнения изобретения хвосты гравитационного обогащения перед выщелачиванием предварительно обрабатывают щелочью концентрацией 10-15 г/дм3, а выщелачивание осуществляют, например, цианированием в три стадии при отношении Ж:Т=2-3:1, концентрации цианида натрия 3-5 г/дм3 и продолжительности каждой стадии 40-48 ч.
Отличие совокупности существенных признаков заявляемого способа от прототипа обусловливает соответствие его требованию новизны.
Соответствие заявляемого способа требованию изобретательского уровня обусловлено тем, что совокупность его существенных признаков позволяет при извлечении серебра из серебряных руд, содержащих серебро в виде амальгамы, предотвратить загрязнение ртутью металлического серебра, наряду с серебром выделять в товарный продукт ртуть в виде киновари, снизить затраты на азотнокислое выщелачивание серебросодержащих продуктов, сократить потери серебра при переработке хвостов гравитационного обогащения руды, содержащей серебро в виде амальгамы.
Азотнокислое выщелачивание серебросодержащих продуктов при атмосферном давлении и комнатной температуре обосновано тем, что выщелачиванию подвергают гравиоконцентрат, содержащий металлическое серебро в виде амальгамы, а не в виде сульфидов, и катодный металл.
Выделение ртути из сильных азотнокислых растворов без разложения азотной кислоты основано на осаждении ртути серощелочным раствором (раствором серы в щелочи) по реакции Hg(NO3)2+Na2S->> HqS +2NaNO3 и предотвращении реакции разложения HNO3 предварительным вводом в азотнокислый раствор мочевины.
Выщелачивание хвостов гравитационного обогащения, содержащих серебро в виде сульфидов и сульфосолей, и ртуть, например, цианированием с предварительной их щелочной обработкой обосновано тем, что обеспечивается при суммарной продолжительности выщелачивания 144 ч извлечение серебра в раствор до 98,9% ртути ≈70,2% и снижение содержания серебра в кеках до 214 г/т.
На чертеже дана схема переработки серебряных руд, содержащих ртуть.
П р и м е р. Руду Хачакчанского месторождения, содержащую серебро в виде амальгамы в форме свободных зерен, а также сульфидов и сульфосолей серебра с массовой долей соответственно 19,5, 52,5 и 28% измельчали в воде и подвергали гравитационному обогащению в две стадии на концентрационных стопах СКО-2, выделяя металлическое серебро в концентрат, а сульфиды и сульфосоли серебра в хвосты гравитации. Извлечение серебра в концентрат составило 19,5% при массовой доли в нем серебра 65-70% ртути 28-30%
Хвосты гравитационного обогащения с массовой долей серебра 19,5% ртути 2% обезвоживали и перед цианированием для перевода сложных сульфидов серебра в легко цианируемые формы подвергали кеки в течение 2 ч щелочной обработке при отношении Ж:Т=2:1, температуре 70-80оС и концентрации гидроксида натрия 10-15 г/дм3.
Хвосты гравитационного обогащения с массовой долей серебра 19,5% ртути 2% обезвоживали и перед цианированием для перевода сложных сульфидов серебра в легко цианируемые формы подвергали кеки в течение 2 ч щелочной обработке при отношении Ж:Т=2:1, температуре 70-80оС и концентрации гидроксида натрия 10-15 г/дм3.
Затем кеки обезвоживали, отмывали водой от щелочи до концентрации гидроксида натрия 0,5-1,0 г/дм3 и выщелачивали, например, цианированием в три стадии при отношении Ж:Т=3:1, концентрации цианистого натрия 3-5 г/дм3, извести 0,4-0,5 г/дм3 и продолжительности каждой стадии 48 ч. После выщелачивания пульпу отфильтровывали на рамном фильтр-прессе, кек отмывали от серебра и цианид-иона.
Концентрация серебра в цианистом растворе составила 1,71 г/дм3, ртути 0,1 г/дм3. Содержание серебра в кеке 0,40 кг/т. Извлечение серебра составило 97,5%
Осаждение серебра из цианистого раствора осуществляли электроэкстракцией в бездиафрагменном электролизере ЭИ-6 при катодной плотности тока 30 А/м2 до достижения остаточной концентрации в обезметалленном растворе, г/дм3:серебро 0,02, ртуть 0,005.
Осаждение серебра из цианистого раствора осуществляли электроэкстракцией в бездиафрагменном электролизере ЭИ-6 при катодной плотности тока 30 А/м2 до достижения остаточной концентрации в обезметалленном растворе, г/дм3:серебро 0,02, ртуть 0,005.
Обезметалленный цианистый раствор направляли на выщелачивание хвостов, фильтрацию пульпы и отмывку серебра из кеков выщелачивания.
Массовая доля в катодном осадке составила серебро, 76-97, ртуть 1,3-4,1. Степень обезметалливания раствора составила, серебро 98,8, ртуть 95,0.
Обезметалливание бедных (промывных) цианистых растворов, содержащих, г/дм3: серебро 0,005, ртуть 0,001, проводили на углеватине цементацией цинковой стружкой до остаточной концентрации в растворе, г/дм3: серебро 0,002, ртуть 0,0005.
Катодный металл и насыщенный углеватин совместно с серебряным гравиоконцентратом подвергали азотнокислому выщелачиванию.
Выщелачивание серебросодержащих продуктов проводили при комнатной температуре и атмосферном давлении 28-30%-ной азотной кислотой при отношении Ж: Т=25:1 в течение 24 ч.
Пульпу отфильтровывали на вакуум-фильтре, осадок обезвреживали. Концентрация серебра в азотнокислом растворе составила 22,7 г/дм3, ртути 0,8 г/дм3.
Серебросодержащие растворы обрабатывали соляной кислотой, взятой в избытке 10-15% от стехиометрии, осаждая серебро.
Выпавший осадок хлористого серебра промывали 10-15%-ной азотной кислотой, отделяя от него адсорбированную ртуть. Степень отмывки осадка от ртути составила 90-95% Промывочный раствор направляли на выщелачивание новых порций гравиоконцентрата и катодного металла.
После осаждения серебра из азотнокислого раствора осаждали ртуть, например, путем перевода азотнокислой ртути, в которой ртуть находится в двухвалентном состоянии и имеет высокую растворимость в малорастворимое соединение НgS (киноварь) за счет восстановления двухвалентной ртути и связывания ионов ртути обработкой серощелочным раствором.
После фильтрации маточный азотнокислый раствор возвращали на выщелачивание серебросодержащих продуктов, а осадок сульфида ртути реализовывали как товарную продукцию.
Осадки хлористого серебра, выделенные из азотнокислых растворов, сушили при температуре ≈150оС в течение 1-2 ч и затем сплавляли с кальцинированной содой под слоем буры при массовом соотношении компонентов в шихте: АgCl: Na2CO3:Na2B4O7=1:1:0,5.
В результате плавки получали слиток, содержащий 98,8% серебра.
Укрупненные испытания способа проведены при переработке представительных проб серебряной руды месторождения "Хачакчанское" массой 55 и 57 кг.
Экспериментально установлено, что при азотнокислом выщелачивании гравиоконцентрата обогащения руды и амальгамы, выделенной ручной разборкой, полное растворение амальгамы достигается при концентрации азотной кислоты 28-30% за 24 ч. При концентрации азотной кислоты менее 28% процесс растворения серебра идет медленнее ≈ 72 ч и неполно. Повышение концентрации азотной кислоты выше 30% не сказывается на процессе растворения серебра и из-за повышения окислительно-восстановительного потенциала раствора затрудняет последующее осаждение ртути и увеличивает расход реагентов при восстановлении двухвалентной ртути до одновалентной.
Максимальное извлечение серебра в раствор выщелачивания при растворении амальгамы 30%-ной азотной кислотой достигается при отношении Ж:T=20-25:1.
При разбавлении суспензии с 20:1 до 15:1 повышается концентрация примесей ртути, что осложняет получение чистой товарной продукции серебра. Увеличение отношения Ж:Т более 25:1 приводит к увеличению объемов растворов и аппаратов выщелачивания, увеличивает расход реагентов и капитальные, и эксплуатационные затраты.
Сокращение продолжительности выщелачивания амальгамы менее 20 ч снижает извлечение серебра в раствор выщелачивания, увеличивает объем аппаратуры, капитальные и эксплуатационные затраты.
При промывке осадка хлористого серебра снижение концентрации азотной кислоты ниже 10% снижает степень отмывки осадка от адсорбированной ртути с 90 до 45%
При увеличении концентрации азотной кислоты более 15% начинается процесс растворения хлорида серебра (растворяется до 10% AqCl), возрастает концентрация серебра в оборотном промывочном растворе, ухудшается процесс выщелачивания гравиоконцентрата и катодного металла.
При увеличении концентрации азотной кислоты более 15% начинается процесс растворения хлорида серебра (растворяется до 10% AqCl), возрастает концентрация серебра в оборотном промывочном растворе, ухудшается процесс выщелачивания гравиоконцентрата и катодного металла.
Снижение концентрации щелочи при щелочной обработке хвостов гравитационного обогащения руды ниже 10 г/дм3 не полностью разрушает сульфосоли серебра и, как следствие, снижает степень извлечения серебра при последующем цианировании. Повышение концентрации щелочи более 15 г/дм3 увеличивает удельный расход щелочи без повышения степени извлечения серебра при цианировании. При цианировании хвостов гравитации снижение концентрации цианида натрия менее 3 г/дм3 снижает скорость и степень извлечения серебра в раствор.
Повышение концентрации цианида натрия выше 5 г/дм3 повышает расход цианида и хлора на его обезвреживание.
Максимальное извлечение серебра в цианистый раствор при выщелачивании хвостов гравитации цианистым натрием концентрацией 3-5 г/дм3 достигается при отношении Ж: T=2-3:1. Снижение отношения Ж:Т ниже 2:1 затрудняет фильтрацию пульпы, повышение отношения Ж: Т более 3:1 снижает концентрацию серебра в растворе, увеличивает объем аппаратуры и затраты на электролиз.
Снижение продолжительности одной стадии цианирования менее 40 ч снижает степень извлечения серебра в раствор, а повышение продолжительности стадии цианирования более 48 ч увеличивает эксплуатационные затраты.
Использование предлагаемого способа при переработке серебряных руд, содержащих серебро частично в виде амальгамы, позволит наряду с получением серебряных слитков с массовой долей серебра ≈94% извлекать в товарный продукт ртуть в виде киновари, а также сократить капитальные и эксплуатационные затраты при гидрометаллургической переработке продуктов гравитационного обогащения руды.
Claims (2)
1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ СЕРЕБРЯНЫХ РУД, преимущественно содержащих ртуть, включающий гравитационное обогащение, азотнокислое выщелачивание серебросодержащего продукта, осаждение серебра в виде хлорида и плавку осадка на металлическое серебро, отличающийся тем, что азотнокислое выщелачивание осуществляют 28 30%-ной азотной кислотой при комнатной температуре и атмосферном давлении, отношении Ж Т 20 25 1 в течение 20 - 24 ч, после отделения осадка серебра из раствора азотнокислого выщелачивания проводят осаждение ртути в виде киновари с возвратом обезметалленного раствора на азотнокислое выщелачивание, осадок хлорида серебра перед плавкой на слиток подвергают отмывке от ртути 10 15%-ным раствором азотной кислоты с подачей промывочного раствора в цикл выщелачивания, из хвостов гравитационного обогащения выщелачивают серебро и из полученного раствора проводят осаждение серебра электролизом с подачей катодного металла на азотнокислое выщелачивание, а обезметалленного раствора на выщелачивание хвостов.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что перед выщелачиванием серебра хвосты гравитационного обогащения обрабатывают щелочью концентрацией 10 15 г/дм3, а выщелачивание осуществляют цианированием в три стадии при отношении Ж Т 2 3 1, концентрации цианида натрия 3 5 г/дм3 и продолжительности каждой стадии 40 48 ч.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU92003404A RU2035519C1 (ru) | 1992-11-02 | 1992-11-02 | Способ переработки сульфидных серебряных руд |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU92003404A RU2035519C1 (ru) | 1992-11-02 | 1992-11-02 | Способ переработки сульфидных серебряных руд |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2035519C1 true RU2035519C1 (ru) | 1995-05-20 |
| RU92003404A RU92003404A (ru) | 1996-12-20 |
Family
ID=20131330
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU92003404A RU2035519C1 (ru) | 1992-11-02 | 1992-11-02 | Способ переработки сульфидных серебряных руд |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2035519C1 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114574696A (zh) * | 2022-03-11 | 2022-06-03 | 湖北鑫荣矿业有限公司 | 一种新型氰化浸出工艺 |
| CN116287745A (zh) * | 2023-02-20 | 2023-06-23 | 黑龙江省自然资源调查院 | 一种从难选冶含银菱锰铁矿中提取银的方法 |
-
1992
- 1992-11-02 RU RU92003404A patent/RU2035519C1/ru active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 1. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов (Зарубежный опыт). М.: Металлургия, 1991, с.129-131, рис.20. * |
| 2. Там же, с.223-228. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114574696A (zh) * | 2022-03-11 | 2022-06-03 | 湖北鑫荣矿业有限公司 | 一种新型氰化浸出工艺 |
| CN116287745A (zh) * | 2023-02-20 | 2023-06-23 | 黑龙江省自然资源调查院 | 一种从难选冶含银菱锰铁矿中提取银的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4293332A (en) | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime | |
| JPH0530887B2 (ru) | ||
| JPH0514775B2 (ru) | ||
| CA1257970A (en) | Process to manufacture silver chloride | |
| JP7498137B2 (ja) | ルテニウム及びイリジウムの分別方法 | |
| US4443253A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic materials | |
| US4131454A (en) | Process for recovering silver and gold from chloride solutions | |
| US3961941A (en) | Method of producing metallic lead and silver from their sulfides | |
| JP5200588B2 (ja) | 高純度銀の製造方法 | |
| US4687559A (en) | Treatment of residues for metal recovery | |
| US7547348B2 (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
| EP0020826B1 (en) | A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime | |
| US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| RU2035519C1 (ru) | Способ переработки сульфидных серебряных руд | |
| US3996046A (en) | Extraction and purification of silver from sulfates | |
| CN116648518A (zh) | 铜熔炼粉尘的铅回收方法 | |
| CN85100106A (zh) | 氰化金泥的全湿法精炼工艺 | |
| RU2421529C1 (ru) | Способ получения аффинированного серебра | |
| JP7589586B2 (ja) | 錫の回収方法 | |
| JP7247050B2 (ja) | セレノ硫酸溶液の処理方法 | |
| CN1162650A (zh) | 复杂锑精矿的硫酸钠熔炼法 | |
| JPS6059975B2 (ja) | 銅電解スライムよりの銀の濃縮法 | |
| JP7247049B2 (ja) | セレノ硫酸溶液の処理方法 | |
| RU2192488C2 (ru) | Способ переработки цинковых кеков | |
| JP2001279344A (ja) | 錫の回収方法 |