RU2376395C1 - Method of processing of dust from refining production - Google Patents
Method of processing of dust from refining production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2376395C1 RU2376395C1 RU2008109264A RU2008109264A RU2376395C1 RU 2376395 C1 RU2376395 C1 RU 2376395C1 RU 2008109264 A RU2008109264 A RU 2008109264A RU 2008109264 A RU2008109264 A RU 2008109264A RU 2376395 C1 RU2376395 C1 RU 2376395C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- dust
- refining production
- solution
- refining
- reprocessing
- Prior art date
Links
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims abstract description 23
- 239000000428 dust Substances 0.000 title claims abstract description 18
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 17
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 30
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 16
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims abstract description 11
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 10
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract 3
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 14
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims description 7
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 claims description 5
- 238000002386 leaching Methods 0.000 abstract description 8
- 238000002844 melting Methods 0.000 abstract description 8
- 230000008018 melting Effects 0.000 abstract description 8
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 2
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 abstract 4
- 239000003517 fume Substances 0.000 abstract 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 10
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 8
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 7
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 6
- 150000004770 chalcogenides Chemical class 0.000 description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 4
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 3
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 3
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 3
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical group [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 3
- GUAHPAJOXVYFON-ZETCQYMHSA-N (8S)-8-amino-7-oxononanoic acid zwitterion Chemical compound C[C@H](N)C(=O)CCCCCC(O)=O GUAHPAJOXVYFON-ZETCQYMHSA-N 0.000 description 2
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonia chloride Chemical compound [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000005202 decontamination Methods 0.000 description 2
- 230000003588 decontaminative effect Effects 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 2
- 229910001234 light alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 description 2
- 125000002924 primary amino group Chemical class [H]N([H])* 0.000 description 2
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 2
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001260 Pt alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 1
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052729 chemical element Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 239000012717 electrostatic precipitator Substances 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical class [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 1
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 1
- 239000004071 soot Substances 0.000 description 1
- 238000010183 spectrum analysis Methods 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
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
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов (БМ) и может быть использовано в технологии аффинажа металлов платиновой группы (МПГ).The invention relates to the metallurgy of noble metals (BM) and can be used in the technology of refining metals of the platinum group (PGM).
На аффинажных предприятиях неизбежно образуются различные нецелевые продукты и отходы, содержащие МПГ, серебро, золото, в частности такие как пылевозгоны и водонерастворимые остатки пылевозгонов, получаемые при зачистке пылегазового тоннеля и электрофильтров (т.н. концентрат пыли аффинажного производства).Various inappropriate products and wastes inevitably arise at refineries, containing PGM, silver, gold, in particular, such as dust collectors and water-insoluble residues of dust extracts, obtained by cleaning the dust and gas tunnel and electrostatic precipitators (the so-called dust concentrate of refining production).
Характерной особенностью как пылевозгонов, так и концентрата пыли аффинажного производства (КПАП), является то, что их основа представлена большим числом различных химических элементов и их соединений, главным образом легколетучими халькогенидами неблагородных металлов, хлоридами аммония и серебра, свинцом, сажистым углеродом. Данный промпродукт содержит от 0,5 до 3% МПГ (в сумме), от 0,05 до 0,3% золота, от 3 до 15% серебра, от 10 до 25% свинца, от 4 до 8% селена, от 4 до 10% теллура, от 2 до 4% мышьяка. Переработка пылевозгонов или КПАП представляет значительные трудности и сопряжена с большими материальными и трудовыми затратами.A characteristic feature of both pulverized dusts and refining dust concentrate (CAP) is that their base is represented by a large number of different chemical elements and their compounds, mainly volatile non-precious metal chalcogenides, ammonium and silver chlorides, lead, and soot carbon. This intermediate product contains from 0.5 to 3% PGM (in total), from 0.05 to 0.3% gold, from 3 to 15% silver, from 10 to 25% lead, from 4 to 8% selenium, from 4 up to 10% tellurium, from 2 to 4% arsenic. The processing of dust shelters or KAPA presents significant difficulties and is associated with large material and labor costs.
Из общедоступной литературы известно, что переработка пылевозгонов может осуществляться пирометаллургическим путем - плавкой шихты, содержащей в качестве флюсов соду, буру, стекло и в некоторых случаях уголь, а в качестве коллектора благородных металлов применяют медь [Основы металлургии. Т. 5. - М.: Металлургия, 1968, с.316].From generally available literature it is known that the processing of dust can be carried out by the pyrometallurgical method - by melting a mixture containing soda, borax, glass and, in some cases, coal as fluxes, and copper is used as a collector of precious metals [Fundamentals of Metallurgy. T. 5. - M .: Metallurgy, 1968, p. 316].
К недостаткам данного способа-аналога при его использовании для переработки концентрата пыли аффинажного производства (КПАП), содержащего наряду с БМ значительные количества халькогенидов неблагородных металлов, следует отнести:The disadvantages of this analogue method when it is used for processing dust concentrate of refining production (CAPA), which contains, along with BM, significant amounts of base metals chalcogenides, should be attributed:
- образование при плавке больших количеств вторичных пылевозгонов, обогащенных легколетучими халькогенидами, содержащих БМ и нуждающихся в переработке;- the formation during smelting of large quantities of secondary dust combustors enriched with volatile chalcogenides, containing BM and in need of processing;
- переход халькогенидов при плавке в целевые сплавы БМ, что увеличивает их массу, расход реагентов и трудозатраты на аффинаж.- the transition of chalcogenides during smelting to the target BM alloys, which increases their mass, reagent consumption and labor for refining.
Известен способ переработки продуктов, содержащих халькогениды неблагородных металлов, свинец, металлы платиновой группы, золото и серебро, разработанный специально для переработки концентрата пыли аффинажного производства.A known method of processing products containing chalcogenides of base metals, lead, platinum group metals, gold and silver, designed specifically for the processing of dust concentrate refining production.
Согласно этому способу концентрат пыли аффинажного производства выщелачивают в растворе каустической соды, отделяют нерастворившийся остаток от щелочного раствора и осуществляют плавку нерастворившегося остатка при добавлении флюсов и промпродуктов аффинажа с получением донного тяжелого сплава, донный тяжелый сплав измельчают и перерабатывают как концентрат аффинажного производства. [Патент РФ №2291212, Ефимов В.Н., Темеров С.Л., Москалев А.В., Чуркин В.А., Губин М.В. - БИ №1, 2007 г.]. Данный способ является наиболее близким по технической сущности к заявляемому способу и принят в качестве прототипа.According to this method, the dust concentrate of refining production is leached in a solution of caustic soda, the insoluble residue is separated from the alkaline solution and the insoluble residue is melted by adding fluxes and refining intermediate products to obtain a bottom heavy alloy, the bottom heavy alloy is crushed and processed as a concentrate of refining production. [RF patent No. 2291212, Efimov V.N., Temerov S.L., Moskalev A.V., Churkin V.A., Gubin M.V. - BI No. 1, 2007]. This method is the closest in technical essence to the claimed method and adopted as a prototype.
Использование способа-прототипа для переработки концентрата пыли аффинажного производства (КПАП) наряду с рядом положительных особенностей сопряжено со следующими негативными последствиями.The use of the prototype method for processing dust concentrate of refining production (KAPA) along with a number of positive features is associated with the following negative consequences.
При выщелачивании КПАП (который практически всегда содержит некоторое количество хлорида аммония) в растворе каустической соды происходит образование растворимых в воде и устойчивых в щелочной среде аминокомплексов благородных металлов (БМ). В результате этого в щелочной раствор из исходного продукта переходят не только большая часть халькогенов и мышьяка, но и некоторое, относительно небольшое количество (до 200 мг/л) благородных металлов (БМ), что значительно осложняет и удорожает последующие операции по обезблагораживанию полученных растворов.When leaching of CAPA (which almost always contains a certain amount of ammonium chloride) in the solution of caustic soda, the formation of noble metals (water-soluble amino complexes) soluble in water and stable in an alkaline environment occurs. As a result, not only the majority of chalcogenes and arsenic, but also some relatively small amount (up to 200 mg / l) of noble metals (BM) are transferred to the alkaline solution from the initial product, which significantly complicates and increases the cost of subsequent decontamination operations of the obtained solutions.
Технический результат заключается в сокращении количества БМ, переходящих в щелочной раствор при переработке КПАП.The technical result is to reduce the number of BM, passing into an alkaline solution during the processing of KPAP.
Достижение технического результата обеспечивается тем, что концентрат пыли аффинажного производства распульповывают в воде, пульпу подкисляют добавлением кислоты до установления значения pH 1-2, подвергают цементационной обработке добавлением порошка железа, затем выщелачивают в растворе каустической соды, отделяют нерастворившийся остаток от щелочного раствора и осуществляют плавку нерастворившегося остатка при добавлении флюсов и промпродуктов аффинажа с получением донного тяжелого сплава, донный тяжелый сплав измельчают и перерабатывают как концентрат аффинажного производства.The achievement of the technical result is ensured by the fact that the dust concentrate of refining production is pulped in water, the pulp is acidified by adding acid to establish a pH value of 1-2, it is subjected to cementation by the addition of iron powder, then it is leached in a solution of caustic soda, the insoluble residue is separated from the alkaline solution and melted insoluble residue by adding fluxes and refining intermediate products to obtain a bottom heavy alloy, the bottom heavy alloy is crushed and Abaty as a concentrate of refining production.
Сущность способа состоит в восстановлении БМ из растворимых в воде аминокомплексов в процессе цементации порошком железа.The essence of the method consists in the restoration of BM from water-soluble amino complexes in the process of cementation by iron powder.
Использование предлагаемого способа позволяет значительно снизить количество БМ, переходящих в щелочной раствор при переработке КПАП, повысить прямое извлечение БМ в нерастворившийся остаток и сократить затраты на обезблагораживание щелочных растворов.Using the proposed method can significantly reduce the amount of BM passing into an alkaline solution during the processing of KPAP, increase the direct extraction of BM in insoluble residue and reduce the cost of decontamination of alkaline solutions.
Пример использования способаAn example of using the method
Взяли 150 г влажного (W=35,7%) концентрата пыли аффинажного производства (КПАП). По данным анализа исходный продукт (по сухой массе) содержал, мас.%: Pt - 0,676; Pd - 1,031; Rh - 0,02; Ir - 0,008; Ru - 0,314; МПГ (в сумме) - 2,053%; Au - 0,254; Ag - 14,69; Te - 4,62; Se - 4,89; Sn - 9,07; As - 2,36; Pb - 24,9.We took 150 g of wet (W = 35.7%) dust concentrate from refining production (CAPA). According to the analysis, the initial product (by dry weight) contained, wt.%: Pt - 0.676; Pd 1.031; Rh 0.02; Ir 0.008; Ru - 0.314; PGM (in total) - 2.053%; Au 0.254; Ag - 14.69; Te - 4.62; Se - 4.89; Sn - 9.07; As - 2.36; Pb - 24.9.
Исходный продукт распульповали в 300 мл воды, подкислили серной кислотой до установления значения pH 1-2, нагрели пульпу до 80°С и отцементировали железным порошком до установления значения ОВП=+90 мВ (расход порошка железа составил 2 г). В полученную пульпу добавили 88 мл каустической соды (d=1,457 г/см3) и подвергли выщелачиванию в щелочном растворе при перемешивании и температуре 80-90°С в течение 1 ч, после чего отделили фильтрацией щелочной раствор от нерастворившегося остатка. При этом было получено два продукта: щелочной раствор в количестве 365 мл и нерастворившийся остаток. Выход последнего составил 138,7 г (W=46,5%) или 76,9% от запущенного на выщелачивание исходного продукта. По данным анализа содержание БМ в н.о. составило, %: Pt - 0,873; Pd - 1,338; Rh - 0,03; Ir - 0,01; Ru - 0,406; Au - 0,321; Ag - 19,1%. Таким образом, содержание МПГ, золота и серебра (в сумме) возросло и составило 22,078%, что в 1,3 раза больше, чем было в исходном материале до выщелачивания.The initial product was pulped in 300 ml of water, acidified with sulfuric acid until a pH of 1-2 was established, the pulp was heated to 80 ° C and cemented with iron powder until the ORP value was set to + 90 mV (iron powder consumption was 2 g). 88 ml of caustic soda (d = 1.457 g / cm 3 ) was added to the resulting pulp and leached in an alkaline solution with stirring at a temperature of 80-90 ° C for 1 h, after which the alkaline solution was separated by filtration from the insoluble residue. In this case, two products were obtained: an alkaline solution in an amount of 365 ml and an insoluble residue. The yield of the latter amounted to 138.7 g (W = 46.5%) or 76.9% of the starting product launched for leaching. According to the analysis, the content of BM in n.o. amounted to,%: Pt - 0.873; Pd 1.338; Rh 0.03; Ir - 0.01; Ru - 0.406; Au 0.321; Ag - 19.1%. Thus, the content of PGM, gold and silver (in total) increased and amounted to 22.078%, which is 1.3 times more than in the starting material before leaching.
В раствор каустической соды из исходного продукта перешли неблагородные элементы. Их концентрация в растворе по результатам анализа составила, г/л: Те - 5,72; Se - 7,11; Sn - 4,09; As - 4,79; Pb - 10,39. Таким образом, в раствор из исходного продукта перешло 46,5% теллура, 54,5% селена, 17,0% олова, 75,9% мышьяка и 14,9% свинца. Более 99,9% МПГ, золота и серебра остались в нерастворившемся остатке. В щелочном растворе обнаружено 28,0 мг/л МПГ (в сумме) и 20,0 мг/л серебра.Base elements passed into the caustic soda solution from the initial product. According to the results of the analysis, their concentration in solution was, g / l: Te - 5.72; Se - 7.11; Sn - 4.09; As 4.79; Pb - 10.39. Thus, 46.5% tellurium, 54.5% selenium, 17.0% tin, 75.9% arsenic, and 14.9% lead were transferred from the starting material into the solution. More than 99.9% of PGM, gold and silver remained in the insoluble residue. In an alkaline solution, 28.0 mg / L of PGM (in total) and 20.0 mg / L of silver were detected.
Второй, полученный фильтрацией пульпы продукт - нерастворившийся остаток, - подвергли плавке при добавлении флюсов и промпродуктов аффинажа.The second product obtained by filtration of the pulp — the insoluble residue — was melted by adding fluxes and refining intermediate products.
Для этого нерастворившийся остаток (74,2 г по сухой массе) смешали с добавкой промпродукта аффинажного производства и флюсами. Промпродукт аффинажного производства (т.н. цементат) взяли в количестве 100% от массы нерастворившегося остатка (т.е. 74,2 г), флюсы - силикатно-натриевое стекло - в количестве 15% от массы шихты, кальцинированную соду - 7,5% от массы шихты, коксик - в количестве 3,7% от массы шихты. Общая масса шихты составила 200,9 г.For this, an insoluble residue (74.2 g by dry weight) was mixed with the addition of a refined industrial product and fluxes. Refined industrial product (the so-called cementate) was taken in an amount of 100% by weight of the insoluble residue (i.e. 74.2 g), fluxes - silicate-sodium glass - in the amount of 15% by weight of the charge, soda ash - 7, 5% of the mass of the charge, coke - in the amount of 3.7% of the mass of the charge. The total mass of the charge was 200.9 g.
Все компоненты шихты перемешали и загрузили в плавильный алундовый тигель. Тигель поместили в шахтную лабораторную электропечь и подвергли изотермической выдержке (плавке) в течение 45 минут при температуре 1300°С. По окончании плавки тигель выгрузили из печи.All components of the charge were mixed and loaded into a melting alundum crucible. The crucible was placed in a shaft laboratory electric furnace and subjected to isothermal exposure (melting) for 45 minutes at a temperature of 1300 ° C. After melting, the crucible was unloaded from the furnace.
После охлаждения расплава из тигля извлекли затвердевший продукт, который разделили по образовавшимся границам раздела фаз. При этом были получены следующие три продукта плавки:After cooling the melt, a hardened product was recovered from the crucible, which was divided according to the formed phase boundaries. The following three melting products were obtained:
- 9,9 г донного тяжелого сплава платиновых металлов и золота, содержащего (по данным ICP) 39,3% МПГ и золота (в сумме);- 9.9 g of bottom heavy alloy of platinum metals and gold containing (according to ICP) 39.3% PGM and gold (in total);
- 47,2 г штейноподобного легкого сплава;- 47.2 g matte-like light alloy;
- 81,3 г силикатно-натриевого шлака, не содержащего (по данным спектрального анализа) металлов платиновой группы и золота.- 81.3 g of sodium silicate slag that does not contain (according to spectral analysis) platinum group metals and gold.
Штейноподобный легкий сплав может быть подвергнут азотнокислому выщелачиванию неблагородных примесей и доизвлечению благородных металлов с использованием известных методов.A matte-like light alloy can be subjected to nitric acid leaching of base metals and the recovery of precious metals using known methods.
Донный тяжелый сплав БМ обладает достаточной хрупкостью, его измельчают в порошок и перерабатывают как концентрат аффинажного производства известными методами.The heavy BM bottom alloy is sufficiently brittle; it is crushed into powder and processed as a concentrate of refining production by known methods.
Необходимо отметить, что в параллельном опыте, при выщелачивании навески этой же партии КПАП в растворе каустической соды по способу-прототипу, т.е. без цементационной обработки пульпы порошком железа получен щелочной раствор, содержащий 191,0 мг/л МПГ (в сумме) и 75,0 мг/л серебра, что значительно уступает показателям, достигнутым по заявляемому способу.It should be noted that in a parallel experiment, when leaching a sample of the same batch of CAPA in a solution of caustic soda according to the prototype method, i.e. without cementing the pulp with iron powder, an alkaline solution was obtained containing 191.0 mg / l of PGM (in total) and 75.0 mg / l of silver, which is significantly inferior to the indicators achieved by the claimed method.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008109264A RU2376395C1 (en) | 2008-03-11 | 2008-03-11 | Method of processing of dust from refining production |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008109264A RU2376395C1 (en) | 2008-03-11 | 2008-03-11 | Method of processing of dust from refining production |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2008109264A RU2008109264A (en) | 2009-09-20 |
| RU2376395C1 true RU2376395C1 (en) | 2009-12-20 |
Family
ID=41167377
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2008109264A RU2376395C1 (en) | 2008-03-11 | 2008-03-11 | Method of processing of dust from refining production |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2376395C1 (en) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102703713A (en) * | 2012-07-04 | 2012-10-03 | 广西地博矿业集团股份有限公司 | Method for improving gold recycle rate in two-stage burning-cyaniding gold leaching process |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4695317A (en) * | 1985-01-31 | 1987-09-22 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of treating silicate ore containing gold and silver |
| US4814003A (en) * | 1988-01-29 | 1989-03-21 | Bergner Richard M | Apparatus and method for extraction and recovery of precious metal using coherent radiation |
| WO1990013678A1 (en) * | 1989-05-08 | 1990-11-15 | Farber Mark I | Process and apparatus for the recovery of precious metals from slag, tailings and other materials |
| RU2095446C1 (en) * | 1996-02-08 | 1997-11-10 | Акционерное общество открытого типа "Россинка инкорпорейтед" | Method for processing of aurum-containing half-finished products |
| RU2112064C1 (en) * | 1997-01-29 | 1998-05-27 | Юрий Александрович Сидоренко | Method of processing of products based on chalcogenides of base metals containing metals of platinum group and gold |
| CA2516350A1 (en) * | 2003-03-14 | 2004-09-23 | Dowa Mining Co., Ltd. | Method for recovering platinum group element |
| RU2291212C1 (en) * | 2005-06-15 | 2007-01-10 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов им. В.Н. Гулидова" (ОАО "Красцветмет") | Method of processing products containing chalcohenides of non-noble metals, lead, metals of platinum group, gold and silver |
-
2008
- 2008-03-11 RU RU2008109264A patent/RU2376395C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4695317A (en) * | 1985-01-31 | 1987-09-22 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of treating silicate ore containing gold and silver |
| US4814003A (en) * | 1988-01-29 | 1989-03-21 | Bergner Richard M | Apparatus and method for extraction and recovery of precious metal using coherent radiation |
| WO1990013678A1 (en) * | 1989-05-08 | 1990-11-15 | Farber Mark I | Process and apparatus for the recovery of precious metals from slag, tailings and other materials |
| RU2095446C1 (en) * | 1996-02-08 | 1997-11-10 | Акционерное общество открытого типа "Россинка инкорпорейтед" | Method for processing of aurum-containing half-finished products |
| RU2112064C1 (en) * | 1997-01-29 | 1998-05-27 | Юрий Александрович Сидоренко | Method of processing of products based on chalcogenides of base metals containing metals of platinum group and gold |
| CA2516350A1 (en) * | 2003-03-14 | 2004-09-23 | Dowa Mining Co., Ltd. | Method for recovering platinum group element |
| RU2291212C1 (en) * | 2005-06-15 | 2007-01-10 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов им. В.Н. Гулидова" (ОАО "Красцветмет") | Method of processing products containing chalcohenides of non-noble metals, lead, metals of platinum group, gold and silver |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2008109264A (en) | 2009-09-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US20120067169A1 (en) | Method for processing precious metal source materials | |
| CN105420501A (en) | Process for extracting precious metal from anode slime | |
| CN105543485A (en) | Method for separating and recovering valuable metals from copper anode slime | |
| FI116684B (en) | Procedure for treating anode slurry | |
| CN102061395B (en) | Smelting and separating method of noble lead | |
| JP2016160479A (en) | Method for separating selenium, tellurium and platinum group elements | |
| US20240287644A1 (en) | Recovery method for valuable metals in copper anode slime | |
| CN102943180B (en) | Method for recycling gold and silver from silver separating residues of copper anode slime | |
| CN106222421A (en) | Gold mud treatment method | |
| WO2011000051A1 (en) | Smelting method | |
| RU2376395C1 (en) | Method of processing of dust from refining production | |
| RU2164255C2 (en) | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold | |
| CN107083486B (en) | Comprehensive disposal and utilization method of precious metal-containing smelting waste residue | |
| RU2351667C1 (en) | Treatment method of zinc-bearing golden-silver cyanic sediments | |
| RU2204620C2 (en) | Method of reprocessing iron oxide based sediments containing precious metals | |
| JP7423467B2 (en) | Ruthenium recovery method | |
| RU2291212C1 (en) | Method of processing products containing chalcohenides of non-noble metals, lead, metals of platinum group, gold and silver | |
| RU2370555C1 (en) | Method of processing concentrate of refineries dust | |
| JP7247050B2 (en) | Method for treating selenosulfuric acid solution | |
| RU2355792C2 (en) | Method of products reprocessing, containing chalcogenides of base metals, lead, platinum metals, gold and silver | |
| JPS6221851B2 (en) | ||
| CN110615413A (en) | Method for leaching selenium and tellurium from waste anode copper sludge and method for extracting selenium and tellurium | |
| RU2260629C2 (en) | Method for processing products containing non-noble metal chalcogenides, platinum group metals and gold | |
| RU2150521C1 (en) | Method of processing chloride slag containing precious metals | |
| RU2034061C1 (en) | Method for combined processing of hydroxides and cementites in production of platinum group metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160312 |