RU2148667C1 - Method of separating gold from gold-silver alloy - Google Patents
Method of separating gold from gold-silver alloy Download PDFInfo
- Publication number
- RU2148667C1 RU2148667C1 RU98118784/02A RU98118784A RU2148667C1 RU 2148667 C1 RU2148667 C1 RU 2148667C1 RU 98118784/02 A RU98118784/02 A RU 98118784/02A RU 98118784 A RU98118784 A RU 98118784A RU 2148667 C1 RU2148667 C1 RU 2148667C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- silver
- alloy
- slag
- ore
- Prior art date
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 45
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 45
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 45
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 23
- 229910001316 Ag alloy Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 17
- PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N gold silver Chemical compound [Ag].[Au] PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract description 15
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 18
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 18
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 17
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 16
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 6
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 33
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 33
- OGFYIDCVDSATDC-UHFFFAOYSA-N silver silver Chemical compound [Ag].[Ag] OGFYIDCVDSATDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims 1
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 abstract description 10
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 abstract description 10
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 4
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 abstract description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 8
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N silver(1+) nitrate Chemical compound [Ag+].[O-]N(=O)=O SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 5
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 5
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 5
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 4
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 4
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 3
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 3
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 3
- 229910001961 silver nitrate Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 3
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 3
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 3
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 description 2
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 0.000 description 2
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 239000002270 dispersing agent Substances 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 230000009969 flowable effect Effects 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000002243 precursor Substances 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для выделения золота из золотосеребряного сплава. The invention relates to the metallurgy of noble metals and can be used to isolate gold from a gold-silver alloy.
Известен способ рафинирования золота (аффинаж золота) с помощью электролиза [1]. A known method of gold refining (gold refining) using electrolysis [1].
В известном способе из рафинируемого золотосеребряного сплава отливают аноды, а электролитом служит, например, водный раствор золотохлористоводородной кислоты с добавкой соляной кислоты. В результате электролиза золото осаждается на катоде, а примесные металлы переходят в анодный шлам. In the known method, anodes are cast from a refined gold-silver alloy, and, for example, an aqueous solution of hydrochloric acid with the addition of hydrochloric acid serves as an electrolyte. As a result of electrolysis, gold is deposited on the cathode, and impurity metals pass into the anode sludge.
Недостатком известного способа является его сложность и многооперационность и, следовательно, неприменимость способа на малых золотодобывающих предприятиях. The disadvantage of this method is its complexity and multioperability and, therefore, the inapplicability of the method in small gold mining enterprises.
Известен хлорный способ рафинирования золота, основанный на том, что неблагородные металлы и серебро окисляются газообразным хлором значительно легче, чем золото [2]. Known chlorine method of refining gold, based on the fact that base metals and silver are oxidized by gaseous chlorine is much easier than gold [2].
В известном способе хлор, продуваемый через расплавленное черновое золото, в первую очередь взаимодействует с неблагородными металлами и серебром, при этом образующиеся расплавленные хлориды неблагородных металлов и серебра не растворяются в металлическом золоте и, имея меньшую плотность, всплывают на поверхность. In the known method, chlorine blown through molten crude gold primarily interacts with base metals and silver, while the resulting molten chlorides of base metals and silver do not dissolve in metallic gold and, having a lower density, float to the surface.
Недостатком известного способа является его сложность и, следовательно, неприменимость на малых золотодобывающих предприятиях. The disadvantage of this method is its complexity and, therefore, inapplicability in small gold mining enterprises.
Известен способ, принятый за прототип, выделения золота из золотосеребряного сплава с помощью азотной кислоты, основанный на избирательном растворении серебра [3]. A known method adopted for the prototype, the allocation of gold from a gold-silver alloy using nitric acid, based on the selective dissolution of silver [3].
В известном способе золотосеребряный сплав обрабатывают горячей азотной кислотой, при этом серебро переходит в раствор, а золото остается в нерастворимом осадке. In the known method, the silver-silver alloy is treated with hot nitric acid, while the silver goes into solution, and the gold remains in an insoluble precipitate.
К недостаткам известного способа можно отнести длительность и сложность процесса выделения золота. The disadvantages of this method include the duration and complexity of the process of gold extraction.
Задачей изобретения является создание оптимальных условий для растворения серебра и выделения золота в виде нерастворимого осадка при сокращении продолжительности процесса. The objective of the invention is to create optimal conditions for the dissolution of silver and the allocation of gold in the form of an insoluble precipitate while reducing the duration of the process.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе выделения золота из золотосеребряного сплава, включающем доведение содержания серебра в сплаве до соотношения его к золоту не менее чем 3:1 и обработку сплава горячей азотной кислотой, согласно изобретению приемную плавку полупродукта на золотосеребряный сплав ведут в рудно-термической печи загрузкой полупродукта в предварительно наведенный содовый шлак, добавляют в шлак заданное количество хлорида серебра до достижения соотношения серебра к золоту не менее чем 3: 1, а полученный сплав перед кислотной обработкой диспергируют до крупности -2,5 мм. The specified technical result is achieved by the fact that in the method of separating gold from a silver-silver alloy, including bringing the silver content in the alloy to a ratio of gold to gold of not less than 3: 1 and processing the alloy with hot nitric acid, according to the invention, the receiving smelting of the intermediate to the silver-silver alloy is carried out in ore -the thermal furnace by loading the intermediate into the pre-induced soda slag, add the specified amount of silver chloride to the slag until the silver to gold ratio is not less than 3: 1, and Before the acid treatment, the alloy is dispersed to a particle size of -2.5 mm.
Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.
Навеску полупродукта, содержащую золото и серебро, перед приемной плавкой анализируют, определяя количество серебра, которое необходимо добавить для получения сплава с соотношением серебра к золоту 3:1. После этого отвешивают стехиометрическое количество сухого хлорида серебра, содержащее требуемое количество серебра. A sample of the intermediate containing gold and silver is analyzed before receiving melting, determining the amount of silver that must be added to obtain an alloy with a silver: gold ratio of 3: 1. After that, a stoichiometric amount of dry silver chloride is weighed containing the required amount of silver.
В рудно-термическую печь, снабженную графитовыми электродами, имеющую ванну, футерованную магнезитовым кирпичом, оборудованную леткой, позволяющей периодически сливать расплав с отсечкой в печи его части, загружают карбонат натрия (техническую соду), расплавляют его в дуговом режиме и в рудно-термическом режиме доводят до жидкотекучего состояния, формируя содовый шлак с температурой 1100-1150oC. В шлаковый расплав частями загружают навеску переплавляемого полупродукта, при этом примеси окисляются и ошлаковываются, а золотосеребряный расплав располагается на подине. Затем в содовый шлак частями загружают отмеренное количество хлорида серебра, который взаимодействует с расплавленной содой с образованием жидкого металлического серебра, сплавляющегося на подине с золотосеребряным расплавом.Sodium carbonate (technical soda) is loaded into an ore-thermal furnace equipped with graphite electrodes, having a bathtub lined with magnesite brick, equipped with a tap hole, which allows periodically draining the melt with a cut-off in the furnace, and melting it in an arc mode and in an ore-thermal mode adjusted to a flowable state forming soda slag with a temperature of 1100-1150 o C. The melted slag remelted sample of charged portions of the precursor, the oxidized impurities and slag, and gold-silver disintegrations AB is located in the hearth. Then, a measured amount of silver chloride, which interacts with molten soda to form liquid metallic silver melting on a hearth with a silver-silver melt, is partially loaded into soda slag.
Расплав, имеющий соотношение серебра к золоту не менее чем 3:1, сливают через летку в изложницу с оставлением в печи части содового шлака. После остывания изложницы золотосеребряный сплав отделяют от шлака, который возвращают в рудно-термическую печь для следующей приемной плавки. Золотосеребряный сплав помещают в глазурованный графитовый тигель, который нагревают в шахтной печи до расплавления сплава, после чего жидкий золотосеребряный расплав заливают в устройство, схематически показанное на чертеже. A melt having a silver to gold ratio of not less than 3: 1 is poured through a notch into a mold with a part of soda slag remaining in the furnace. After cooling the mold, the gold-silver alloy is separated from the slag, which is returned to the ore-thermal furnace for the next fusion smelting. The silver-silver alloy is placed in a glazed graphite crucible, which is heated in a shaft furnace until the alloy melts, after which the liquid silver-silver melt is poured into the device shown schematically in the drawing.
Устройство включает конусный реактор 1 с крышкой 2, сливным отверстием 3 и газоходом 4, закрепленными на крышке 2 заливной воронкой 5 и кольцом-диспергатором 6, имеющим патрубок для подачи воздуха 7, при этом в нижней части кольца-диспергатора 6 имеются отверстия 8 диаметром порядка 0,5 мм, создающие направление струй воздуха под углом к горизонту около 60o, а в нижней части реактора в сливном отверстии 3 имеется пробка 9, над которой располагается выпускное отверстие трубки 10, обеспечивающей подачу воздуха, барботирующего воду.The device includes a cone reactor 1 with a cover 2, a drain hole 3 and a gas duct 4, mounted on the cover 2 with a filling funnel 5 and a dispersing ring 6 having a pipe for supplying air 7, while in the lower part of the dispersing ring 6 there are openings 8 with a diameter of the order 0.5 mm, creating a direction of air jets at an angle to the horizon of about 60 o , and in the lower part of the reactor in the drain hole 3 there is a plug 9, over which there is an outlet of the tube 10, which provides air that sparges water.
Золотосеребряный расплав в жидкотекучем состоянии через воронку 5, создающую фиксированную струю расплава, поступает в кольцо-диспергатор 6, где острыми струями воздуха из отверстий 8 распыляется до крупности -2,5 мм, при этом угол атаки струй воздуха в диспергаторе составляет около 60o к горизонту, что исключает разбрызгивание капель в стороны и обеспечивает стабильный конус распыленных частиц как по форме, так и по крупности.Gold-silver melt in a fluid state through a funnel 5, creating a fixed stream of melt, enters the dispersing ring 6, where it is sprayed with open air jets from openings 8 to a particle size of -2.5 mm, while the angle of attack of the air jets in the dispersant is about 60 o horizon, which eliminates the splashing of droplets to the sides and provides a stable cone of atomized particles both in shape and in size.
Диспергированные частицы расплава попадают в конусный реактор 1, заполненный примерно на 2/3 водой, "кипящей" в результате барботажа воздухом, поступающим из трубки 10, застывают и опускаются на дно. После завершения диспергирования откручивается пробка 9 сливного отверстия 3, и диспергированный сплав с крупностью частиц менее 2,5 мм вместе с водой попадает в титановый бак 11. Вода удаляется из бака, бак вместе с частицами сплава помещается на нагревательное устройство, после чего в него заливается концентрированная азотная кислота в стехиометрическом количестве, требуемом для растворения серебра, содержащегося в сплаве. После окончания процесса растворения раствор фильтруется и осадок промывается водой до полного удаления из него нитрата серебра. The dispersed particles of the melt fall into a cone reactor 1, filled approximately 2/3 with water, boiling as a result of sparging with air coming from the tube 10, solidify and sink to the bottom. After the dispersion is completed, the plug 9 of the drain hole 3 is unscrewed, and the dispersed alloy with a particle size of less than 2.5 mm enters the titanium tank 11 together with water. Water is removed from the tank, the tank, together with the alloy particles, is placed on the heating device, after which it is poured concentrated nitric acid in the stoichiometric amount required to dissolve the silver contained in the alloy. After the dissolution process is completed, the solution is filtered and the precipitate is washed with water until silver nitrate is completely removed from it.
Золотой осадок сушится, плавится в тигле и разливается в изложницы на мерные слитки. В водный раствор нитрата серебра добавляется хлорид натрия (поваренная соль) для осаждения хлорида серебра. Хлорид серебра обезвоживается, сушится, а затем или плавится непосредственно с содой на серебряный слиток, или направляется в приемную плавку в качестве добавки для получения из полупродукта золотосеребряного сплава с заданным соотношением серебра к золоту. The gold precipitate is dried, melted in a crucible and poured into molds on measuring ingots. Sodium chloride (sodium chloride) is added to an aqueous solution of silver nitrate to precipitate silver chloride. Silver chloride is dehydrated, dried, and then either melted directly with soda on a silver ingot, or sent to the receiving smelting as an additive to obtain a silver-silver alloy with a given ratio of silver to gold from the intermediate.
Пример осуществления предлагаемого способа. An example implementation of the proposed method.
Катодные осадки, полученные электролизом цианистых и/или тиомочевинных растворов, высушили и взяли навеску массой 15500 г. Содержание суммы благородных металлов в навеске сухого осадка составило 85,8%, в том числе золота 41,2%, серебра 44,6%. Масса золота в осадке составила 6386 г, масса серебра 6913 г. Для оптимального растворения серебра в горячей азотной кислоте необходимо, чтобы масса серебра в золотосеребряном сплаве в три раза превышала массу золота, то есть масса серебра в сплаве должна быть равна 19158 г. Масса серебра в осадке составляет 6913 г. Это означает, что в получаемый приемной плавкой осадка сплав нужно добавить 19158-6913-12245 г серебра. Такое количество серебра стехиометрически содержится в 16270 г хлористого серебра. The cathodic precipitates obtained by electrolysis of cyanide and / or thiourea solutions were dried and a weight of 15,500 g was taken. The content of noble metals in the weight of dry sediment was 85.8%, including gold 41.2%, silver 44.6%. The mass of gold in the precipitate was 6386 g, the mass of silver was 6913 g. For optimal dissolution of silver in hot nitric acid, it is necessary that the mass of silver in a gold-silver alloy be three times the mass of gold, that is, the mass of silver in the alloy should be equal to 19158 g. Mass of silver in the sludge is 6913 g. This means that in the alloy obtained by receiving the smelting of the sludge, 19158-6913-12245 g of silver must be added. Such an amount of silver is stoichiometrically contained in 16,270 g of silver chloride.
В рудно-термическую печь мощностью 100 кВА, снабженную двумя графитовыми электродами диаметром 50 мм, имеющую ванну, футерованную магнезитовым кирпичом, позволяющую загружать до 50 кг шихтовых материалов, оборудованную леткой, позволяющей периодически сливать расплав с отсечкой в печи его части, загрузили 25 кг карбоната натрия (технической соды), расплавили его в дуговом режиме и в рудно-термическом режиме довели до жидко-текучего состояния, сформировав содовый шлак с температурой 1100-1150oC. В шлаковый расплав частями загрузили навеску сухих катодных осадков массой 15500 г, при этом примеси окислились и ошлаковались, а золотосеребряный расплав опустился на подину. Затем в содовый шлак частями загрузили 16500 г хлорида серебра, который, взаимодействуя с расплавленной содой, образовал жидкое металлическое серебро, сплавившееся на подине с золотосеребряным расплавом.In a 100 kVA thermal ore furnace equipped with two graphite electrodes with a diameter of 50 mm, having a bath lined with magnesite brick, which allows loading up to 50 kg of charge materials, equipped with a tap, allowing melt to be periodically drained with a cut-off in the furnace, 25 kg of carbonate were loaded sodium (technical soda), it was melted in an arc mode and in ore thermal regime brought to liquid-flowable state to form soda slag with a temperature of 1100-1150 o C. The molten slag parts loaded sample of dry atodnyh precipitation weighing 15500 g, the oxidized impurities and slagging, and gold-silver melt down on the hearth. Then, 16500 g of silver chloride, which interacted with molten soda, was formed into liquid soda slag, formed liquid metallic silver, fused on the bottom with a silver-silver melt.
Расплав, имеющий соотношение серебра к золоту не менее чем 3:1, слили через летку в изложницу вместе с частью содового шлака. После остывания изложницы золотосеребряный сплав отделили от шлака, который вернули в рудно-термическую печь для следующей приемной плавки. Сплав взвесили (его масса составила 25551 г) и поместили в глазурованный графитовый тигель, который нагрели в шахтной печи до расплавления сплава, после чего жидкий золотосеребряный расплав диспергировали до крупности -2,5 мм в устройстве, схематически показанном на чертеже. После откручивания пробки 9 сливного отверстия 3 диспергированный сплав вместе с водой переместился в титановый бак 11, из которого путем декантации удалили воду. Титановый бак с содержащимся в нем диспергированным сплавом поместили на нагревательный элемент под тягу и залили стехиометрическим количеством концентрированной азотной кислоты. Процесс взаимодействия азотной кислоты и серебра фиксировался по выделению бурого дыма. По окончании процесса раствор нитрата серебра отделили от золотого осадка и направили на осаждение хлорида серебра хлоридом натрия. Полученный хлорид серебра высушили и вновь использовали в цикле приемной плавки сухих катодных осадков. A melt having a silver to gold ratio of not less than 3: 1 was poured through a notch into a mold together with a part of soda slag. After the mold was cooled, the gold-silver alloy was separated from the slag, which was returned to the ore-thermal furnace for the next receiving melting. The alloy was weighed (its weight was 25551 g) and placed in a glazed graphite crucible, which was heated in a shaft furnace until the alloy melted, after which the liquid gold-silver melt was dispersed to a particle size of -2.5 mm in the device schematically shown in the drawing. After unscrewing the plug 9 of the drain hole 3, the dispersed alloy together with water was transferred to a titanium tank 11, from which water was removed by decantation. A titanium tank with the dispersed alloy contained in it was placed on the heating element under draft and filled with a stoichiometric amount of concentrated nitric acid. The process of interaction of nitric acid and silver was recorded by the emission of brown smoke. At the end of the process, the silver nitrate solution was separated from the gold precipitate and sent to precipitate silver chloride with sodium chloride. The obtained silver chloride was dried and reused in the acceptance melting cycle of dry cathode deposits.
Золотой осадок высушили, поместили в глазурованный графитовый тигель, расплавили в шахтной печи и вылили в изложницу. В результате вышеописанных операций был получен слиток золота массой 6543 г чистотой 97,6%. The gold precipitate was dried, placed in a glazed graphite crucible, melted in a shaft furnace and poured into a mold. As a result of the above operations, a gold ingot weighing 6543 g with a purity of 97.6% was obtained.
Таким образом, по предлагаемому способу за одну восьмичасовую смену было переработано 90 кг полупродукта, содержащего серебро и золото в примерном соотношении 1:1 с получением золота чистотой свыше 97%. Предлагаемый способ является простым и непродолжительным, поэтому он пригоден для использования на малых золотодобывающих предприятиях. Thus, according to the proposed method, for one eight-hour shift, 90 kg of the intermediate product containing silver and gold were processed in an approximate ratio of 1: 1 to obtain gold with a purity of more than 97%. The proposed method is simple and short, so it is suitable for use in small gold mining enterprises.
Источники информации
1. И.Н. Масленицкий, Л.В. Чугаев, В.Ф. Борбат, М.В. Никитин, Л.С.Стрижко. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1987. С. 328-338.Sources of information
1. I.N. Maslenitsky, L.V. Chugaev, V.F. Borbat, M.V. Nikitin, L.S. Strizhko. Metallurgy of precious metals. M .: Metallurgy, 1987.S. 328-338.
2. Там же. С. 312-315. 2. There. S. 312-315.
3. Там же. С. 338-340. 3. There. S. 338-340.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98118784/02A RU2148667C1 (en) | 1998-10-14 | 1998-10-14 | Method of separating gold from gold-silver alloy |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98118784/02A RU2148667C1 (en) | 1998-10-14 | 1998-10-14 | Method of separating gold from gold-silver alloy |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2148667C1 true RU2148667C1 (en) | 2000-05-10 |
Family
ID=20211312
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU98118784/02A RU2148667C1 (en) | 1998-10-14 | 1998-10-14 | Method of separating gold from gold-silver alloy |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2148667C1 (en) |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU939576A1 (en) * | 1980-12-08 | 1982-06-30 | Ленинградский Ордена Ленина,Ордена Октябрьской Революции И Ордена Трудового Красного Знамени Горный Институт Им.Г.В.Плеханова | Process for recovering noble metals from copper electrolyte slimes |
| RU2096507C1 (en) * | 1996-04-11 | 1997-11-20 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing chloride slag containing precious metals |
-
1998
- 1998-10-14 RU RU98118784/02A patent/RU2148667C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU939576A1 (en) * | 1980-12-08 | 1982-06-30 | Ленинградский Ордена Ленина,Ордена Октябрьской Революции И Ордена Трудового Красного Знамени Горный Институт Им.Г.В.Плеханова | Process for recovering noble metals from copper electrolyte slimes |
| RU2096507C1 (en) * | 1996-04-11 | 1997-11-20 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing chloride slag containing precious metals |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| PCT(WO) 87/01732, 26.03.1987. * |
| Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В. и др. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987, с.338-340. Звягинцев О.Е. Аффинаж благородных металлов. М.-Л.-Свердловск, ГНТИ по черной и цветной металлургии, 1934, с.172-174. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103882240B (en) | A kind of method extracting gold and silver from smelted furnace cinder | |
| US2987391A (en) | Method for melting and treating aluminum | |
| AU601342B2 (en) | Method of alloying aluminium | |
| JPS60208491A (en) | Purification of scrap aluminum | |
| CN108251654B (en) | It is a kind of for refining the electroslag remelting device and method of old metal particle | |
| RU2089633C1 (en) | Device for melting and casting of metals and alloys | |
| US3305351A (en) | Treatment of aluminum with aluminum fluoride particles | |
| CN104746105B (en) | It is a kind of to separate the device and method containing antimony alloy | |
| US3843352A (en) | Method for melting sponge metal using gas plasma in a cooled metal crucible | |
| CN1009256B (en) | Aluminum lithium alloy casting equipment and method | |
| US2904428A (en) | Method of reducing titanium oxide | |
| RU2148667C1 (en) | Method of separating gold from gold-silver alloy | |
| CN108677023A (en) | Cadmia melts the method and device of liquate | |
| US4312846A (en) | Method of silicon purification | |
| US4474614A (en) | Impurity segregation in copper by controlled cooling treatment | |
| CN110438378A (en) | A kind of 2 line aluminium alloy melting and casting methods | |
| RU2119541C1 (en) | Method and apparatus for recovering precious metals from intermediate products | |
| WO2009120108A1 (en) | Method for producing chemically active metals and slag recovery and a device for carrying out said method | |
| US5490162A (en) | Process and device for the continuous treatment of silicon | |
| RU2083699C1 (en) | Method of reprocessing aluminium wastes | |
| JPS5942060B2 (en) | Method for producing metal Ti | |
| US3269830A (en) | Production of niobium from niobium pentachloride | |
| RU2130504C1 (en) | Method of producing silver from its chloride | |
| US3102807A (en) | Method of producing crude metal | |
| Wenzl | Structure and casting technology of anodes in copper metallurgy |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| HE4A | Notice of change of address of a patent owner | ||
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20121015 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20141127 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20161015 |