RU2150521C1 - Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы - Google Patents
Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы Download PDFInfo
- Publication number
- RU2150521C1 RU2150521C1 RU98118604A RU98118604A RU2150521C1 RU 2150521 C1 RU2150521 C1 RU 2150521C1 RU 98118604 A RU98118604 A RU 98118604A RU 98118604 A RU98118604 A RU 98118604A RU 2150521 C1 RU2150521 C1 RU 2150521C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- gold
- chloride slag
- processing
- precious metals
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 30
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 title claims abstract description 9
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 27
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 title claims description 24
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims abstract description 30
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims abstract description 29
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims abstract description 28
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims abstract description 26
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 14
- ZETCGWYACBNPIH-UHFFFAOYSA-N azane;sulfurous acid Chemical compound N.OS(O)=O ZETCGWYACBNPIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract description 7
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 6
- PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N gold silver Chemical compound [Ag].[Au] PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 abstract description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- PQUCIEFHOVEZAU-UHFFFAOYSA-N Diammonium sulfite Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]S([O-])=O PQUCIEFHOVEZAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000000908 ammonium hydroxide Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 10
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 8
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 8
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 7
- 229910001020 Au alloy Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000003353 gold alloy Substances 0.000 description 6
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 6
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 5
- 229910001316 Ag alloy Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 4
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 4
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 3
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 3
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 3
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 3
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 3
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 2
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 2
- 238000003556 assay Methods 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical group 0.000 description 2
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 2
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- ZOXJGFHDIHLPTG-UHFFFAOYSA-N Boron Chemical compound [B] ZOXJGFHDIHLPTG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-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
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052796 boron Inorganic materials 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000005553 drilling Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 235000011837 pasties Nutrition 0.000 description 1
- 229910052573 porcelain Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical class [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- OGFYIDCVDSATDC-UHFFFAOYSA-N silver silver Chemical compound [Ag].[Ag] OGFYIDCVDSATDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BSWGGJHLVUUXTL-UHFFFAOYSA-N silver zinc Chemical compound [Zn].[Ag] BSWGGJHLVUUXTL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- SUKJFIGYRHOWBL-UHFFFAOYSA-N sodium hypochlorite Chemical compound [Na+].Cl[O-] SUKJFIGYRHOWBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 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
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к аффинажу золота и серебра. Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы, включает выщелачивание с получением серебросодержащего и золотосодержащего продукта и их последующую переработку. При этом выщелачивание хлоридного шлака ведут сульфитно-аммиачным раствором при следующих условиях: отношение жидкого к твердому (Ж : Т) = (11 - 13) : 1, массовая концентрация в растворе, г/л: Na2SO3 - 90 - 110, NH4OH - 50 - 70. 3 табл.
Description
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к аффинажу золота и серебра.
В процессе рафинирования золотосеребряных сплавов методом хлорирования в расплаве (процесс Миллера) образуется хлоридный шлак. Данный промпродукт содержит до 6% золота, в основном в виде мелких включений металла, 55-70% хлорида серебра, 5-30% хлоридов неблагородных металлов, в основном меди и железа, 10-20% оксидов кремния, бора, натрия, поскольку в процессе хлорирования при температуре 1150oC на поверхность расплава металла подгружают буру и кварцевый песок. Хлоридный шлак перерабатывают для извлечения благородных металлов.
Известен способ переработки хлоридного шлака /1/, по которому первичный хлоридный шлак (ПХШ) от процесса Миллера переплавляют при температуре 1100-1200oC с добавкой 4% карбоната натрия. При этом примерно пятую часть серебра восстанавливают по реакции (1):
2AgCl+Na2CO3⇒ 2Ag+2NaCl+CO2+1/2O2. (1)
Восстановленное серебро коллектирует большую часть (до 90%) золота, находящегося в хлоридном шлаке.
2AgCl+Na2CO3⇒ 2Ag+2NaCl+CO2+1/2O2. (1)
Восстановленное серебро коллектирует большую часть (до 90%) золота, находящегося в хлоридном шлаке.
Полученный серебряно-золотой сплав направляют на хлорирование вместе с новой партией сырья. Обеззолоченный вторичный хлоридный шлак гранулируют выливанием в воду и обрабатывают подогретым солянокислым раствором в присутствии окислителя (NaClO3). Осадок очищенного хлорида серебра восстанавливают металлическим цинком в пульпе. Цементное серебро с остатками золота отфильтровывают, сушат, плавят на аноды, которые направляют на электролитическое рафинирование серебра.
Недостатками известного способа являются:
- нет разделения золота от серебра на начальной стадии;
- значительные затраты и многооперационность технологии (восстановительная плавка, выщелачивание вторичного хлоридного шлака, восстановление цинком серебра);
- выделение при восстановительной плавке ПХШ пыли (до 10%), возгонов из хлоридов цветных металлов, необходимость их переработки для извлечения благородных металлов.
- нет разделения золота от серебра на начальной стадии;
- значительные затраты и многооперационность технологии (восстановительная плавка, выщелачивание вторичного хлоридного шлака, восстановление цинком серебра);
- выделение при восстановительной плавке ПХШ пыли (до 10%), возгонов из хлоридов цветных металлов, необходимость их переработки для извлечения благородных металлов.
Наиболее близким к предлагаемому техническому решению и принятый за прототип является способ переработки хлоридного шлака /2/, по которому хлоридный шлак с карбонатом натрия подвергают восстановительному обжигу при температуре 500-600oC. Полученный спек подвергают водному выщелачиванию. Твердый осадок после сушки плавят, в результате получая золотосеребряный сплав и шлак. Данная технология по сравнению с /1/ позволяет повысить извлечение благородных металлов в целевой серебряно-золотой сплав, однако имеет следующие недостатки:
- нет разделения золота и серебра;
- наличие энергоемкой операции обжига, для осуществления которой требуется специальное оборудование.
- нет разделения золота и серебра;
- наличие энергоемкой операции обжига, для осуществления которой требуется специальное оборудование.
Задачей изобретения является повышение эффективности переработки хлоридного шлака, снижение энергозатрат и уменьшение "задалживаемости" золота.
Поставленная задача решается за счет достижения технического результата, который заключается в упрощении технологической схемы переработки хлоридного шлака.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы, включающем выщелачивание с получением серебросодержащего и золотосодержащего продуктов и их последующую переработку, согласно изобретению выщелачивание ведут сульфитно-аммиачным раствором. Причем выщелачивание ведут при следующих условиях:
отношение жидкого к твердому (Ж : Т) (11-13) : 1,
массовая концентрация в растворе, г/л:
Na2SO3 - 90-110
NH4OH - 50-70
Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на растворении хлорида серебра сульфитно-аммиачным раствором, с образованием комплекса [Ag(NH3)2] 3Ag(SO3)2. Золото, а также бура и кварц, содержащиеся в хлоридном шлаке, в этих условиях не растворяются и концентрируются в твердом осадке, после плавки которого получают золотой сплав, с массовой долей золота более 96%.
отношение жидкого к твердому (Ж : Т) (11-13) : 1,
массовая концентрация в растворе, г/л:
Na2SO3 - 90-110
NH4OH - 50-70
Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на растворении хлорида серебра сульфитно-аммиачным раствором, с образованием комплекса [Ag(NH3)2] 3Ag(SO3)2. Золото, а также бура и кварц, содержащиеся в хлоридном шлаке, в этих условиях не растворяются и концентрируются в твердом осадке, после плавки которого получают золотой сплав, с массовой долей золота более 96%.
Серебро из сульфитно-аммиачного раствора восстанавливают (осаждают) простым нагреванием до температуры 70-90oC по реакции (2):
Массовая доля серебра в слитке после плавки восстановленного серебра составляет 99,0-99,9%.
Массовая доля серебра в слитке после плавки восстановленного серебра составляет 99,0-99,9%.
Применение сульфитно-аммиачного выщелачивания позволяет снизить энергозатраты за счет удаления энергоемкой операции обжига и уменьшения "задалживания" золота в технологии аффинажа серебра за счет выделения его в отдельный продукт.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного тем, что для выщелачивания хлоридного шлака используют сульфитно-аммиачный раствор. Таким образом, заявляемое техническое решение соответствует критерию "новизна".
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию "изобретательский уровень" проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.
Заявляемый способ переработки хлоридного шлака соответствует требованию "изобретательского уровня", так как обеспечивает упрощение технологической схемы за счет разделения золота от серебра при переработке хлоридного шлака. В результате снижаются энергозатраты, уменьшается "задалживаемость" золота, то есть повышается эффективность переработки хлоридных шлаков, что не следует явным образом из известного уровня техники.
Примеры использования заявляемого способа
Для экспериментальной проверки использовали хлоридный шлак следующего состава, %: AgCl - 73,1; Au - 5,6; Cu - 0,61; Fe - 0,48; Zn - 0,38; Pb - 0,06; SiO2 - 10,0; Na2B4O7 (бура) - 8,5. Масса навески хлоридного шлака составляла 10 г. После выщелачивания пульпу фильтровали, в твердом осадке (кеке) пробирным методом определяли золото и серебро, а в растворе благородные металлы определяли атомно-абсорбционным методом.
Для экспериментальной проверки использовали хлоридный шлак следующего состава, %: AgCl - 73,1; Au - 5,6; Cu - 0,61; Fe - 0,48; Zn - 0,38; Pb - 0,06; SiO2 - 10,0; Na2B4O7 (бура) - 8,5. Масса навески хлоридного шлака составляла 10 г. После выщелачивания пульпу фильтровали, в твердом осадке (кеке) пробирным методом определяли золото и серебро, а в растворе благородные металлы определяли атомно-абсорбционным методом.
Опыты по выщелачиванию проводили при комнатной температуре в течение 30 мин. отношение жидкого к твердому (Ж : Т) - (11-13) : 1 (в среднем 12 : 1). Результаты опытов по выщелачиванию хлоридного шлака от концентрации в растворе сульфита натрия (Na2SO3) и аммиака (NH4OH) при данных представлены в табл. 1.
Оптимальные массовые концентрации выщелачивания ПХШ составляют по аммиаку 50-70 г/л, по сульфиту натрия 90-110 г/л, поскольку при концентрации аммиака менее 50 г/л, а сульфита натрия менее 90 г/л серебро извлекается в раствор менее 97%. При более высокой концентрации аммиака (более 70 г/л) и сульфита натрия (более 110 г/л) повышается расход реагентов, а извлечение серебра в раствор увеличивается незначительно.
Золотосодержащие твердые осадки от опытов NN 7, 8 после сушки плавили. В полученном золотосодержащем сплаве массовая доля золота составила 96%, серебра 3%. Соответственно, из сульфитно-аммиачных растворов нагреванием (при температуре 60-90oC) осаждали серебро, результаты представлены в табл. 2 (оптимальная температура осаждения серебра составляет 80-90oC, продолжительность 30 мин).
После плавки серебряного осадка в серебряном сплаве массовая доля серебра составила 99,5%, золота 0,1%.
Таким образом, предложенный способ переработки хлоридного шлака обеспечивает эффективное разделение золота от серебра и получение двух высокопробных слитков, что дает возможность исключить "задалживание" золота в технологии аффинажа серебра.
Пример использования способа-прототипа
Для сравнения показателей заявляемого способа и способа-прототипа провели опыт переработки хлоридного шлака в соответствии с операциями и режимами прототипного способа.
Для сравнения показателей заявляемого способа и способа-прототипа провели опыт переработки хлоридного шлака в соответствии с операциями и режимами прототипного способа.
Приготовили смесь массой 100 г и загрузили ее в фарфоровый тигель. Для качественного усреднения и контакта реагирующих веществ в тигель со смесью залили 35 мл воды и смесь перемешивали до пастообразного состояния.
Тигель со смесью выдержали в электрической печи в течение 90 минут при 550oC. Затем тигель выгружали, охлаждали и помещали в стакан с водой. После отделения спека от тигля, осадок выщелачивали в воде при перемешивании, фильтровали и высушивали. Водные растворы от выщелачивания спека анализировали на содержание золота и серебра атомно-абсорбционным методом. Нерастворившийся осадок взвесили и смешали с флюсами для обогатительной плавки. Шихта содержала, в мас.%: 52 нерастворившегося осадка спека, 30 буры, 14 кварцевого песка, 4 оксида кальция. Шихту загружали в шамотный тигель, расплавляли и выдерживали при температуре 1250oC в течение 60 минут в тигельной печи с силитовыми нагревателями. Охлажденные продукты - шлак и серебряно-золотой сплав - выбивали из тигля, разделяли и взвешивали. Пробу от сплава брали стружкой высверливанием слитка в трех точках, шлаки измельчали в порошок и анализировали на содержание металлов пробирным и атомно-абсорбционным методами анализа.
Данные опыта представлены в табл. 3.
Таким образом, сравнивая полученные данные заявляемого способа и способа-прототипа, следует отметить, что в способе-прототипе конечным продуктом является серебряно-золотой сплав с содержанием Au - 7,12%, Ag - 91,04%, а в заявляемом способе конечными являются два продукта: серебряный сплав с содержанием серебра 99,5%, золота - 0,1%, и золотой сплав с содержанием золота 96% и серебра 3%. Отсюда видно, что применение сульфитно-аммиачного выщелачивания способствует уменьшению "задалживания" золота в технологии аффинажа серебра за счет выделения золота в отдельный продукт при переработке хлоридного шлака.
Список использованной литературы
1. Металлургия благородных металлов, зарубежный опыт. Под ред. Меретукова М.А., Орлова А.М. - М.: Металлургия, 1991, с. 354.
1. Металлургия благородных металлов, зарубежный опыт. Под ред. Меретукова М.А., Орлова А.М. - М.: Металлургия, 1991, с. 354.
2. Патент РФ N 2096507, МПК 6 С 22 В 11/02. Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы. Заявлено 11.04.96. - прототип.
Claims (1)
- Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы, включающий выщелачивание, получение серебросодержащего и золотосодержащего продуктов и их последующую переработку, отличающийся тем, что выщелачивание ведут сульфитно-аммиачным раствором, при этом отношение Ж : Т выдерживают равным (11 - 13) : 1, а массовую концентрацию в растворе, г/л:
Na2SO3 - 90 - 110
NH4OH - 50 - 70е
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98118604A RU2150521C1 (ru) | 1998-10-12 | 1998-10-12 | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98118604A RU2150521C1 (ru) | 1998-10-12 | 1998-10-12 | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2150521C1 true RU2150521C1 (ru) | 2000-06-10 |
Family
ID=20211225
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU98118604A RU2150521C1 (ru) | 1998-10-12 | 1998-10-12 | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2150521C1 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2025198564A1 (en) * | 2024-03-20 | 2025-09-25 | Emak Geri̇ Dönüşüm Si̇stemleri̇ Sanayi̇ Ve Ti̇caret Anoni̇m Şi̇rketi̇ | Gold purification method |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0266337A1 (de) * | 1986-10-31 | 1988-05-04 | Austria Metall Aktiengesellschaft | Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Anodenschlamm der Kupferelektrolyse und ähnlicher Rohstoffe |
| RU2038394C1 (ru) * | 1993-09-28 | 1995-06-27 | Крылов Владимир Владимирович | Способ извлечения серебра из промпродуктов аффинажа, содержащих хлорид серебра |
| RU2096507C1 (ru) * | 1996-04-11 | 1997-11-20 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы |
| RU2100457C1 (ru) * | 1995-08-15 | 1997-12-27 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Способ аффинажа серебра |
-
1998
- 1998-10-12 RU RU98118604A patent/RU2150521C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0266337A1 (de) * | 1986-10-31 | 1988-05-04 | Austria Metall Aktiengesellschaft | Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Anodenschlamm der Kupferelektrolyse und ähnlicher Rohstoffe |
| RU2038394C1 (ru) * | 1993-09-28 | 1995-06-27 | Крылов Владимир Владимирович | Способ извлечения серебра из промпродуктов аффинажа, содержащих хлорид серебра |
| RU2100457C1 (ru) * | 1995-08-15 | 1997-12-27 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Способ аффинажа серебра |
| RU2096507C1 (ru) * | 1996-04-11 | 1997-11-20 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЗВЯГИНЦЕВ О.Е. и др. Аффинауж золота, серебра и металлов платиновой группы, изд-е 3-е. - М.: Гос. научно-техн. изд-во по черной и цветной металлургии, 1945, с.67. Металлургия, 1988, реферат 12Г429. МИНЕЕВ Г.Г. и др. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии. - М.: Металлургия, 1994, с.47, 40. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2025198564A1 (en) * | 2024-03-20 | 2025-09-25 | Emak Geri̇ Dönüşüm Si̇stemleri̇ Sanayi̇ Ve Ti̇caret Anoni̇m Şi̇rketi̇ | Gold purification method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
| US4135923A (en) | Extraction of metals | |
| WO2010121318A1 (en) | Method for processing precious metal source materials | |
| CN106222421A (zh) | 一种金泥的处理方法 | |
| US20120144959A1 (en) | Smelting method | |
| JP2017133084A (ja) | 金銀滓の処理方法 | |
| RU2150521C1 (ru) | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы | |
| RU2153014C1 (ru) | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы | |
| RU2095446C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащих полупродуктов | |
| CN1132946C (zh) | 贵金属熔炼渣湿法冶金工艺 | |
| JP4406745B2 (ja) | Ｓｎ，Ｐｂ，Ｃｕ含有物質の処理方法 | |
| JPS6348929B2 (ru) | ||
| US5439503A (en) | Process for treatment of volcanic igneous rocks to recover gold, silver and platinum | |
| RU2096506C1 (ru) | Способ извлечения серебра из материалов, содержащих хлорид серебра, примеси золота и металлы платиновой группы | |
| RU2096507C1 (ru) | Способ переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы | |
| RU2164538C1 (ru) | Способ переработки материалов, содержащих платиновые металлы и углеродистый восстановитель | |
| RU2351667C1 (ru) | Способ переработки цинксодержащих золотосеребряных цианистых осадков | |
| JP2001279344A (ja) | 錫の回収方法 | |
| RU2114203C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов | |
| RU2853424C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащего шлака | |
| RU2119541C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из полупродукта и устройство для его осуществления | |
| JPS6221851B2 (ru) | ||
| RU2099435C1 (ru) | Пирометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из гравитационных концентратов | |
| RU2109829C1 (ru) | Шихта для получения сплава благородных металлов | |
| RU2180008C2 (ru) | Способ переработки концентрата благородных металлов |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20101013 |