RU2153014C1

RU2153014C1 - Method of processing chloride slag containing noble metals

Info

Publication number: RU2153014C1
Application number: RU98121158A
Authority: RU
Inventors: А.И. Карпухин; Е.Д. Мусин; В.Е. Дементьев; И.И. Стелькина; Г.Г. Минеев
Original assignee: Акционерное общество "Иргиредмет"
Priority date: 1998-11-24
Filing date: 1998-11-24
Publication date: 2000-07-20

Abstract

FIELD: noble metal metallurgy. SUBSTANCE: method relates, particularly, to gold and silver refining and includes leaching of gold-silver product from chlorine slag and its subsequent processing. Leaching is carried out with sulfite solution with weight concentration of Na₂SO₃ equalling 300-400 g/l and liquid:solid ratio of (14-15):1. Gold-containing product is separated from pulp and silver is precipitated from solution. EFFECT: increased efficiency of chloride slag processing; reduced power consumption. 2 tbl, 6 ex

Description

Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к аффинажу золота и серебра. The invention relates to the field of metallurgy of precious metals, in particular to the refining of gold and silver.

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 1150^oC на поверхность расплава металла подгружают буру и кварцевый песок. Хлоридный шлак перерабатывают для извлечения благородных металлов.In the process of refining gold-silver alloys by chlorination in a melt (Miller process), chloride slag is formed. This intermediate product contains up to 6% gold, mainly in the form of small metal inclusions, 55-70% silver chloride, 5-30% base metal chlorides, mainly copper and iron, 10-20% silicon oxides, boron, sodium, as the chlorination process at a temperature of 1150 ^o C on the surface of the molten metal is loaded with drill and quartz sand. Chloride slag is processed to extract precious metals.

Известен способ переработки хлоридного шлака /1/, по которому первичный хлоридный шлак (ПХШ) от процесса Миллера переплавляют при температуре 1100-1200^oC 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.A known method of processing chloride slag / 1 /, in which the primary chloride slag (PCH) from the Miller process is remelted at a temperature of 1100-1200 ^o C with the addition of 4% sodium carbonate. In this case, about a fifth of silver is reduced by reaction (1):
2AgCl + Na ₂ CO ₃ ---> 2Ag + 2NaCl + CO ₂ + 1 / 2O ₂ (1)
Reduced silver collects most (up to 90%) of the gold in chloride slag.

Полученный серебрянозолотой 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.The obtained silver-gold alloy is sent for chlorination together with a new batch of raw materials. The de-malted secondary chloride slag is granulated by pouring into water and treated with a heated hydrochloric acid solution in the presence of an oxidizing agent (NaClO ₃ ). The precipitate of purified silver chloride is reduced with metallic zinc in the pulp. Cement silver with gold residues is filtered off, dried, melted on anodes, which are sent to electrolytic refining of silver.

Недостатками известного способа являются:
- нет разделения золота от серебра;
- 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.The disadvantages of this method are:
- there is no separation of gold from silver;
- significant costs and multioperational technology (smelting, leaching of secondary chloride slag, recovery of silver zinc);
- emission during the remelting PCH of dust (up to 10%), sublimates from non-ferrous metal chlorides, the need for their processing to extract precious metals.

Наиболее близким к предлагаемому техническому решению и принятым за прототип является способ переработки хлоридного шлака /2/, по которому хлоридный шлак с карбонатом натрия подвергают восстановительному обжигу при температуре 500-600^oC. 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 серебрянозолотой сплав, однако имеет следующие недостатки:
- нет разделения золота и серебра;
- наличие энергоемкой операции обжига, для осуществления которой требуется специальное оборудование.Closest to the proposed technical solution and adopted as a prototype is a method for processing chloride slag / 2 /, in which chloride slag with sodium carbonate is subjected to reductive firing at a temperature of 500-600 ^o C. The resulting cake is subjected to water leaching. The solid precipitate after drying is melted, resulting in a silver-silver alloy and slag. This technology compared with / 1 / allows you to increase the extraction of precious metals in the target silver-gold alloy, however, it has the following disadvantages:
- there is no separation of gold and silver;
- the presence of an energy-intensive firing operation, which requires special equipment.

Задачей изобретения является повышение эффективности переработки хлоридного шлака, снижение энергозатрат и уменьшение "задалживаемости" золота. The objective of the invention is to increase the processing efficiency of chloride slag, reducing energy consumption and reducing the "retardability" of gold.

Поставленная задача решается за счет достижения технического результата, который заключается в упрощении технологической схемы переработки хлоридного шлака. The problem is solved by achieving a technical result, which consists in simplifying the technological scheme for the processing of chloride slag.

Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки хлоридного шлака, содержащего благородные металлы, включающем выщелачивание с получением золотосеребряного продукта и его последующую переработку, согласно изобретению, выщелачивание ведут сульфитным раствором, из пульпы отделяют золотосодержащий продукт, а из раствора осаждают серебро. Причем выщелачивание ведут при следующих условиях: отношение жидкого к твердому (Ж : Т) - 14-15:1; массовая концентрация Na₂SO₃ в растворе 300 - 400 г/л.The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing chloride slag containing precious metals, including leaching to obtain a gold-silver product and its subsequent processing, according to the invention, the leaching is carried out with a sulfite solution, the gold-containing product is separated from the pulp, and silver is precipitated from the solution. Moreover, the leaching is carried out under the following conditions: the ratio of liquid to solid (W: T) - 14-15: 1; mass concentration of Na ₂ SO ₃ in a solution of 300 - 400 g / l.

Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на растворении хлорида серебра сульфитным раствором, с образованием комплекса Na₅[Ag(SO₃)₃. 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%.The physicochemical nature of the proposed method is based on the dissolution of silver chloride by a sulfite solution, with the formation of a complex of Na ₅ [Ag (SO ₃ ) ₃ . Gold, as well as borax and quartz, contained in chloride slag, do not dissolve under these conditions and concentrate in a solid precipitate, after melting of which a gold alloy with a mass fraction of gold of more than 96% is obtained.

Серебро из сульфитного раствора восстанавливают (осаждают) нагреванием до 80-90^oC и добавлением щелочи по реакции (2):

Массовая доля серебра в слитке после плавки восстановленного серебра составляет 99,0-99,9%.Silver from a sulfite solution is reduced (precipitated) by heating to 80-90 ^o C and the addition of alkali according to reaction (2):

The mass fraction of silver in the ingot after smelting of reduced silver is 99.0-99.9%.

Применение сульфитного 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. The use of sulfite leaching makes it possible to reduce energy consumption by removing the energy-intensive firing operation and reducing the “deposit” of gold in silver refining technology by separating it into a separate product.

Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного тем, что для выщелачивания хлоридного шлака используют сульфитный раствор. Таким образом заявляемое техническое решение соответствует критерию "новизна". A comparative analysis of the proposed method with the prototype shows that the claimed method differs from the known one in that a sulfite solution is used to leach chloride slag. Thus, the claimed technical solution meets the criterion of "novelty."

Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию "изобретательский уровень" проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники. To prove compliance of the claimed invention with the criterion of "inventive step", a comparison was made with other technical solutions known from sources included in the prior art.

Заявляемый способ переработки хлоридного шпака 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. The inventive method of processing chloride shpak meets the requirement of "inventive step", as it simplifies the technological scheme due to the separation of gold from silver during the processing of chloride slag. As a result, energy consumption is reduced, gold “retention” is reduced, that is, the processing efficiency of chloride slag is increased, which does not follow explicitly from the prior art.

Для доказательства критерия "промышленное применение" достаточно сказать, что прорабатывается вопрос об его использовании на Колымском аффинажном заводе. To prove the criterion of "industrial use" it is enough to say that the question of its use at the Kolyma refinery is being worked out.

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 шпака 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.Examples of the use of the proposed method
For experimental verification used chloride slag of the following composition,%: AgCl - 73.1; Au - 5.6; Cu 0.61; Fe - 0.48; Zn — 0.38; Pb - 0.06; SiO ₂ - 10.0; Na ₂ B ₄ O ₇ (borax) - 8.5. The weight of the chloride chloride tail was 10 g. After leaching, the pulp was filtered, gold and silver were determined using the assay method on a solid precipitate (cake), and in solution noble metals were determined by atomic absorption method.

Опыты по выщелачиванию проводили при 50^oC и при комнатной температуре в течение 60 мин, отношение жидкого к твердому (Ж:Т) = (13-16):1. Результаты опытов по выщелачиванию хлоридного шлака от концентрации в растворе сульфита натрия (Na₂SO₃), отношения жидкого к твердому и от температуры представлены в таблице 1.The leaching experiments were carried out at 50 ^o C and at room temperature for 60 minutes, the ratio of liquid to solid (W: T) = (13-16): 1. The results of experiments on the leaching of chloride slag from the concentration in the solution of sodium sulfite (Na ₂ SO ₃ ), the ratio of liquid to solid and temperature are presented in table 1.

Оптимальные массовые концентрации выщелачивания ПХШ составляют сульфита натрия 300-400 г/л, отношение жидкого к твердому Ж:Т = (14-15):1, температура - комнатная. Поскольку при повышенной температуре происходит частичное восстановление хлорида серебра, при большем отношении жидкого к твердому достигается тот же результат, но увеличивается расход сульфита натрия, при меньшем же отношении жидкого к твердому происходит ухудшение показателей, а при повышенной концентрации сульфита натрия достигается тот же результат, но опять же за счет увеличения расхода сульфита натрия. The optimal mass concentration of leaching of PChs is sodium sulfite 300-400 g / l, the ratio of liquid to solid W: T = (14-15): 1, temperature - room. Since silver chloride partially recovers at elevated temperature, the higher the liquid to solid ratio, the same result is achieved, but the sodium sulfite consumption increases, the lower the liquid to solid ratio, the performance deteriorates, and the higher the sodium sulfite concentration, the same result is achieved, but again by increasing the consumption of sodium sulfite.

Золотосодержащие твердые осадки от опыта N 2 после сушки плавили. В полученном золотосодержащем сплаве массовая доля золота составила 98%, серебра 1,6%. Соответственно, из сульфитных растворов нагреванием (при температуре 80-90^oC) и при добавлении щелочи осаждали серебро, после плавки серебряного осадка в серебряном сплаве массовая доля серебра составила 99,5%, золота 0,03%.Gold-containing solid precipitates from experiment No. 2 after drying were melted. In the obtained gold-containing alloy, the mass fraction of gold was 98%, silver 1.6%. Accordingly, silver was precipitated from sulfite solutions by heating (at a temperature of 80-90 ^o C) and with the addition of alkali, after the melting of the silver precipitate in the silver alloy, the mass fraction of silver was 99.5%, gold 0.03%.

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. Thus, the proposed method for the processing of chloride slag provides an effective separation of gold from silver and the production of two high-grade ingots, which makes it possible to exclude "deposit" of gold in silver refining technology.

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.An example of using the prototype method
To compare the performance of the proposed method and the prototype method, an experiment was conducted processing chloride slag in accordance with the operations and modes of the prototype method.

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. A mixture of 100 g was prepared and loaded into a porcelain crucible. To qualitatively average and contact the reacting substances, 35 ml of water was poured into the crucible with the mixture and the mixture was stirred until pasty.

Тигель со смесью выдержали в электрической печи в течение 90 минут при 550^oС. 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 взвешивали и смешивали с флюсами для плавки. Шихта содержала, мас. %: 52 нерастворившегося осадка спека, 30 буры, 14 кварцевого песка, 4 оксида кальция. Шихту загружали в шамотный тигель, расплавляли и выдерживали при температуре 1250^oC в течение 60 минут в тигельной печи с силитовыми нагревателями. Охлажденные продукты - шлак и серебрянозолотой 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.The crucible with the mixture was kept in an electric furnace for 90 minutes at 550 ^o C. Then the crucible was unloaded, cooled and placed in a glass of water. After separating the cake from the crucible, the precipitate was leached in water with stirring, filtered and dried. Aqueous solutions from sinter leaching were analyzed for the content of gold and silver by the atomic absorption method. The insoluble precipitate was weighed and mixed with melting fluxes. The mixture contained, wt. %: 52 insoluble cake, 30 borax, 14 quartz sand, 4 calcium oxide. The mixture was loaded into a fireclay crucible, melted and kept at a temperature of 1250 ^o C for 60 minutes in a crucible furnace with silica heaters. The cooled products — slag and silver-gold alloy — were knocked out of the crucible, separated and weighed. A sample from the alloy was taken with chips by drilling an ingot at three points, slags were pulverized and analyzed for metal content by assay and atomic absorption methods of analysis.

Данные опыта представлены в таблице 2. The experience data are presented in table 2.

Таким образом, сравнивая полученные данные заявляемого способа и способа-прототипа, следует отметить, что в способе - прототипе конечным продуктом является серебрянозолотой 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 - 0,03%, и золотой сплав с содержанием золота 98% и серебра 1,6%. Отсюда видно, что применение сульфитного выщелачивания способствует уменьшению "задалживания" золота в технологии аффинажа серебра за счет выделения золота в отдельный продукт при переработке хлоридного шлака. Thus, comparing the obtained data of the proposed method and the prototype method, it should be noted that in the prototype method, the final product is a silver-gold alloy with an Au content of 7.12%, Ag is 91.04%, and in the inventive method, two products are final a silver alloy with a gold content of 99.5%, gold - 0.03%, and a gold alloy with a gold content of 98% and silver 1.6%. From this it can be seen that the use of sulfite leaching helps to reduce the “deposit” of gold in silver refining technology due to the separation of gold into a separate product during the processing of chloride slag.

Claims

A method of processing chloride slag containing precious metals, including leaching, obtaining a gold-containing product and its separation by dissolving silver and precipitating it from a solution, characterized in that the leaching is carried out with a sulfite solution, a gold-containing product is separated from the pulp, while the ratio W: T is kept equal 14 - 15: 1, and the mass concentration in the solution of Na ₂ SO ₃ 300 - 400 g / l.