[go: up one dir, main page]

RU2541231C1 - Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate - Google Patents

Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate Download PDF

Info

Publication number
RU2541231C1
RU2541231C1 RU2013150391/02A RU2013150391A RU2541231C1 RU 2541231 C1 RU2541231 C1 RU 2541231C1 RU 2013150391/02 A RU2013150391/02 A RU 2013150391/02A RU 2013150391 A RU2013150391 A RU 2013150391A RU 2541231 C1 RU2541231 C1 RU 2541231C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
silver
solution
concentrate
selenium
processing
Prior art date
Application number
RU2013150391/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Михайлович Чумарёв
Алёна Геннадьевна Уполовникова
Людмила Юрьевна Удоева
Евгений Николаевич Селиванов
Сергей Аркадьевич Мастюгин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
Priority to RU2013150391/02A priority Critical patent/RU2541231C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2541231C1 publication Critical patent/RU2541231C1/en

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method includes leaching of the initial floatation concentrate at room temperature by alkali solution upon presence of oxidant in ratio "Ж:Т", equal to 10, with precious metals precipitation. At that selenium is transferred to the solution in form of sodium selenites. Hydrogen peroxide in quantity 20-30% of weight of the processed concentrate is used as oxidant.
EFFECT: simplification of the process due to decreasing of stages upon keeping of high values of extraction and separation of silver and selenium, method permits use of the ecological safe and inexpensive chemicals.
2 cl, 1 dwg, 4 ex

Description

Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности, к области гидрометаллургической переработки шламов, например, электролизных шламов медно-никелевого производства, содержащих селенид серебра, и может быть использовано при получении серебра и селена из флотационного концентрата селенида серебра.The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous and noble metals, in particular, to the field of hydrometallurgical processing of sludges, for example, electrolysis sludges of copper-nickel production containing silver selenide, and can be used to obtain silver and selenium from flotation concentrate of silver selenide.

Флотоконцентрат селенида серебра, полученный очисткой шлама от примесей цветных металлов, серы и частично теллура, содержит до 85% Ag2Se, оксидные соединения сурьмы и свинца, а также Ag и Au в виде металла. Проблематичность переработки такого продукта определяет необходимость селективного разложения химически устойчивого соединения Ag2Se на легко разделяемые продукты.The silver selenide flotation concentrate obtained by cleaning the sludge from non-ferrous metals, sulfur and partially tellurium impurities contains up to 85% Ag 2 Se, oxide compounds of antimony and lead, and also Ag and Au in the form of a metal. The difficulty of processing such a product determines the need for the selective decomposition of the chemically stable compound Ag 2 Se into easily separable products.

Для гидрохимического разложения селенида серебра используют сильные реагенты-окислители: азотная кислота, хлор, смеси соляной или серной кислот с хлоратом натрия. Взаимодействие с ними протекает с образованием токсичных газов и переводом серебра и селена в раствор в форме солей, что требует дополнительного передела для получения металлов и экологически небезопасно [Т.В. Вергизова, С.А. Мастюгин, М.А. Ласточкина и др. // Цветные металлы, №12, 2012, с.59-62]. Как правило, окислительное выщелачивание медеэлектролитных шламов или их концентратов осуществляют в две и более стадий, причем для повышения извлечения ценных металлов используют довольно длительную гидротермальную обработку (180-220°C, 0.4-1.0 МПа, 3-6.5 ч), требующую дорогостоящего оборудования (Патент РФ №2215801, МПК 7 C22B 11/00, C22B 7/00, C22B 3/08, опубл. 10.11.2003).For the hydrochemical decomposition of silver selenide, strong oxidizing agents are used: nitric acid, chlorine, mixtures of hydrochloric or sulfuric acids with sodium chlorate. The interaction with them proceeds with the formation of toxic gases and the conversion of silver and selenium into a solution in the form of salts, which requires additional processing for the production of metals and is environmentally unsafe [T.V. Vergizova, S.A. Mastyugin, M.A. Lastochkina et al. // Non-ferrous metals, No. 12, 2012, p. 59-62]. As a rule, oxidative leaching of copper electrolyte sludge or their concentrates is carried out in two or more stages, and rather long hydrothermal treatment (180-220 ° C, 0.4-1.0 MPa, 3-6.5 h), which requires expensive equipment, is used to increase the extraction of valuable metals RF patent No. 2215801, IPC 7 C22B 11/00, C22B 7/00, C22B 3/08, publ. 10.11.2003).

Пирометаллургические и комбинированные схемы переработки обогащенных шламов электролиза меди характеризуются многостадийностью, низкими показателями извлечения благородных металлов и экологической безопасности.Pyrometallurgical and combined processing schemes for enriched sludges from copper electrolysis are characterized by multi-stage processes, low rates of precious metal recovery and environmental safety.

Известен способ получения металлического серебра из халькогенида (сульфида, селенида) серебра, включающий смешивание со щелочным реагентом (смесь нитрита и нитрата натрия), спекание смеси и выщелачивание горячего спека водой с отделением осадка металлического серебра [Патент РФ №2458159, МПК C22B 11/00, C22B 5/00 (2006.01), опубл. 10.08.2012]. Существенным недостатком способа является выделение при спекании нитрозных газов.A known method of producing metallic silver from chalcogenide (sulfide, selenide) silver, including mixing with an alkaline reagent (a mixture of nitrite and sodium nitrate), sintering the mixture and leaching hot cake with water to separate a precipitate of metallic silver [RF Patent No. 2458159, IPC C22B 11/00 , C22B 5/00 (2006.01), publ. 08/10/2012]. A significant disadvantage of this method is the allocation during sintering of nitrous gases.

Известен способ извлечения серебра из шламов, например, электролизных шламов медно-никелевого производства, обработкой их окислителем в растворе сульфаминовой кислоты с переводом серебра в раствор и осаждением его в виде AgCl. Перед обработкой шламы восстанавливают гидразином для перевода благородных металлов в металлические порошки, обработку ведут в среде сульфаминовой кислоты при нагревании. В качестве окислителя используют пероксид водорода, персульфат калия или аммония [Патент РФ №2312911, МПК C22B 11/00, C22B 3/06, опубл. 20.12.2007]. Недостатками способа являются многостадийность схемы переработки, извлечение серебра в виде хлорида, что требует дальнейшего передела, а также необходимость утилизации образующихся органических отходов.A known method for the extraction of silver from sludges, for example, electrolytic sludges from copper-nickel production, by treating them with an oxidizing agent in a solution of sulfamic acid with the conversion of silver into solution and its precipitation in the form of AgCl. Before processing, the sludge is reduced with hydrazine to convert the noble metals into metal powders, the treatment is carried out in a medium of sulfamic acid when heated. As the oxidizing agent, hydrogen peroxide, potassium or ammonium persulfate are used [RF Patent No. 2312911, IPC C22B 11/00, C22B 3/06, publ. 12/20/2007]. The disadvantages of the method are the multi-stage processing scheme, the extraction of silver in the form of chloride, which requires further processing, as well as the need for disposal of the resulting organic waste.

Наиболее близким к заявляемому (прототип) является способ переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, включающий спекание концентрата с солевой смесью NaNO3:NaOH=3:2 при 350-370°C в течение часа и последующее выщелачивание образовавшегося спека водой (Ж:Т=3) с выделением металлической фракции, содержащей серебро, золото и МПГ, и пульпы из солевой фракции и раствора, содержащих селен [Патент РФ №2451760, C22B 11/00, C22B 3/04, C22B 7/00, C22B 61/00 опубл. 27.05.2012]. Выделение из полученных полупродуктов благородных металлов и селена предполагает сложный комплекс экономически и энергетически затратных операций.Closest to the claimed (prototype) is a method of processing a flotation concentrate of copper electrolysis sludge, including sintering of the concentrate with a NaNO 3 : NaOH = 3: 2 salt mixture at 350-370 ° C for an hour and subsequent leaching of the cake formed with water (W: T = 3 ) with the selection of a metal fraction containing silver, gold and PGM, and pulp from the salt fraction and a solution containing selenium [RF Patent No. 2451760, C22B 11/00, C22B 3/04, C22B 7/00, C22B 61/00 publ. 05/27/2012]. The separation of precious metals and selenium from the resulting intermediates involves a complex set of economically and energy-intensive operations.

Задача предлагаемого изобретения состоит в осуществлении в одну стадию селективного извлечения серебра в металлическую фракцию и переводе селена в раствор в виде солей - селенита и селената натрия.The objective of the invention is the implementation in one step of the selective extraction of silver in the metal fraction and the conversion of selenium into solution in the form of salts - selenite and sodium selenate.

Техническим результатом изобретения является упрощение технологии переработки флотоконцентрата медеэлектролитного шлама за счет сокращения числа стадий и продуктов при сохранении высоких показателей извлечения и разделения серебра и селена.The technical result of the invention is to simplify the processing of flotation concentrate of copper electrolyte sludge by reducing the number of stages and products while maintaining high rates of extraction and separation of silver and selenium.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки концентрата флотации медеэлектролитного шлама, содержащего селенид серебра, включающем выщелачивание серебросодержащего материала с выделением серебра в твердый остаток, а селена в раствор в виде натриевых солей, согласно изобретению исходный флотоконцентрат напрямую выщелачивают раствором щелочи в присутствии реагента-окислителя при отношении Ж:Т, равном 10 при комнатной температуре, а в качестве реагента-окислителя используют пероксид водорода в количестве 20-30% от массы перерабатываемого материала. При этом выщелачивание проводят при перемешивании пульпы.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing the flotation concentrate of copper-electrolyte sludge containing silver selenide, comprising leaching the silver-containing material with the release of silver into a solid residue, and selenium into a solution in the form of sodium salts, according to the invention, the initial flotation concentrate is directly leached with an alkali solution in the presence of a reagent -oxidizer with a ratio of W: T equal to 10 at room temperature, and hydrogen peroxide in quantities is used as an oxidizing reagent 20-30% by weight of the material to be processed. In this case, leaching is carried out with stirring of the pulp.

Физико-химическая сущность процесса извлечения серебра и разделения его с селеном в заявляемом способе основывается на следующих химических взаимодействиях:The physicochemical nature of the process of extracting silver and separating it with selenium in the present method is based on the following chemical interactions:

Figure 00000001
Figure 00000001

Figure 00000002
Figure 00000002

Окислителем является кислород, образующийся при разложении пероксида водорода на поверхности частиц твердого, катализирующих этот процесс [Перекись водорода и перекисные соединения, Под ред. М.Е. Позина. - М-Л.: ГХИ, 1951. - 474 с]. Перемешивание увеличивает поверхность контакта селенида серебра с окислителем и положительно влияет на взаимодействие по уравнениям (1-2). При повышении температуры скорость разложения пероксида также увеличивается (на каждые 10°C в 2,2 раза) и не только на поверхности частиц, но и в объеме раствора, что ведет к снижению концентрации пероксида и его перерасходу [У. Шамб, Ч. Сеттерфилд, Р. Вентворс Перекись водорода. М.: ИЛ, 1958. - 578 с]. Поэтому для обеспечения равномерного поступления окислителя в зону реакции (на поверхность частиц флотоконцентрата) предлагается процесс выщелачивания проводить при перемешивании и без нагревания (при комнатной температуре).The oxidizing agent is oxygen formed during the decomposition of hydrogen peroxide on the surface of solid particles catalyzing this process [Hydrogen peroxide and peroxide compounds, Ed. M.E. Posin. - M-L .: GHI, 1951. - 474 s]. Mixing increases the contact surface of silver selenide with an oxidizing agent and positively affects the interaction according to equations (1-2). With increasing temperature, the rate of decomposition of peroxide also increases (for every 10 ° C by 2.2 times) and not only on the surface of the particles, but also in the volume of the solution, which leads to a decrease in the concentration of peroxide and its overexpenditure [U. Shamb, C. Setterfield, R. Wentworth Hydrogen Peroxide. M .: IL, 1958. - 578 s]. Therefore, to ensure uniform oxidant entry into the reaction zone (on the surface of the particles of the floc concentrate), it is proposed that the leaching process be carried out with stirring and without heating (at room temperature).

Предлагаемое изобретение отличается от прототипа заменой твердофазного окисления Ag2Se (спекание с солевой смесью при 350-370°C) гидрохимическим процессом - щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя при комнатной температуре (25°C). Это позволяет осуществить в одну стадию процессы образования металлического серебра и натриевых солей селена и их последующее разделение.The present invention differs from the prototype by replacing the solid-phase oxidation of Ag 2 Se (sintering with a salt mixture at 350-370 ° C) by a hydrochemical process — alkaline leaching in the presence of an oxidizing agent at room temperature (25 ° C). This allows the formation of metallic silver and sodium salts of selenium and their subsequent separation to be carried out in one stage.

Другой отличительной особенностью предлагаемого способа является использование в качестве окислителя пероксида водорода Н2О2 в щелочном растворе. Такой прием окислительного разложения селенида серебра - основного компонента флотоконцентрата, сокращает количество стадий и продуктов его переработки, повышает экологичность производства. При этом происходит полный перевод селена в водорастворимую форму и восстановление серебра до металла.Another distinctive feature of the proposed method is the use of H 2 O 2 as an oxidizing agent in an alkaline solution. This method of oxidative decomposition of silver selenide - the main component of flotation concentrate, reduces the number of stages and products of its processing, increases the environmental friendliness of production. In this case, complete conversion of selenium to a water-soluble form and reduction of silver to metal occurs.

Граничные значения существенных признаков обоснованы теоретически и подтверждены экспериментально. Согласно равновесной модели процесса окислительного выщелачивания селенида серебра раствором NaOH (50 г/л) при Ж:Т, равном 10 и температуре 25°C, добавление от 24 до 35% пероксида водорода обеспечивает полное разложение Ag2Se с образованием металлического серебра и преимущественно селенита натрия Na2SeO3 (см. рисунок).The boundary values of essential features are justified theoretically and confirmed experimentally. Under equilibrium process model oxidative leaching selenide silver NaOH solution (50 g / l) at a G: T ratio of 10 and a temperature of 25 ° C, adding from 24 to 35% hydrogen peroxide provides full decomposition of Ag 2 Se to form metallic silver and is preferably selenite sodium Na 2 SeO 3 (see figure).

Дальнейшее повышение расхода H2O2 ведет к окислению Na2SeO3 до селената Na2SeO4, а серебра - до Ag2O, что крайне нежелательно. Учитывая содержание селенида серебра во флотоконцентрате (~85%), оптимальный расход пероксида водорода составляет 20-30% к массе твердого. В приведенных примерах использования предлагаемого способа реализованы следующие оптимальные условия выщелачивания: отношение Ж:Т, равное 10 и расход пероксида водорода 20-30 мас.%. При отношении Ж:Т менее 10 снижается извлечение селена в раствор, а увеличение отношения Ж:Т не оказывает существенного влияния на показатели выщелачивания. Добавление пероксида водорода в количестве менее 20% не обеспечивает условий полного разложения Ag2Se, а расходы H2O2 выше 30% ведут к окислению серебра до Ag2O, что подтверждено результатами рентгенофазового анализа твердого остатка выщелачивания флотоконцентрата.A further increase in the consumption of H 2 O 2 leads to the oxidation of Na 2 SeO 3 to selenate Na 2 SeO 4 , and silver to Ag 2 O, which is highly undesirable. Given the content of silver selenide in the flotation concentrate (~ 85%), the optimal consumption of hydrogen peroxide is 20-30% by weight of solid. In the above examples of the use of the proposed method, the following optimal leaching conditions are implemented: the ratio W: T equal to 10 and the consumption of hydrogen peroxide 20-30 wt.%. When the ratio W: T is less than 10, the extraction of selenium in solution decreases, and an increase in the ratio W: T does not have a significant effect on the leaching rate. The addition of hydrogen peroxide in an amount of less than 20% does not provide the conditions for the complete decomposition of Ag 2 Se, and the consumption of H 2 O 2 above 30% leads to the oxidation of silver to Ag 2 O, which is confirmed by the results of x-ray phase analysis of the solid residue leaching of flotation concentrate.

Примеры использования заявляемого способа.Examples of the use of the proposed method.

Пример 1 (по прототипу). 10 г сухого флотоконцентрата шлама, состава, %: Ag - 54.3, Au - 2.05, Se - 31.6, Те - 0.6, Pb - 1.15, Sb - 1.3, As - 0.16 смешивали с 4.2 г NaNO3 и 2.8 г NaOH (в отношение 3:2), помещали в тигель и нагревали в течение 1 часа при 360°C. Продукт спекания обрабатывали водой при отношении Ж:Т=3. Масса металлической фракции составила 5.9086 г при содержании (в мас.%) Ag - 91.1, Au - 3.5, Se - 1.6, Те - 0.03. Концентрация объединенных растворов выщелачивания и отмывки металлической фракции декантацией (80 мл) по целевым металлам составила (в г/л) 34.6 Se и 0.09 Ag. Извлечение серебра в металлическую фракцию - 99.2%, извлечение селена в раствор - 87.6%.Example 1 (prototype). 10 g of dry flotation concentrate slurry composition,%: Ag - 54.3, Au - 2.05, Se - 31.6, Te - 0.6, Pb - 1.15, Sb - 1.3, As - 0.16 was mixed with 4.2 g of NaNO 3, and 2.8 g of NaOH (in the ratio 3: 2), placed in a crucible and heated for 1 hour at 360 ° C. The sintering product was treated with water at a ratio of W: T = 3. The mass of the metal fraction was 5.9086 g with a content (in wt.%) Of Ag - 91.1, Au - 3.5, Se - 1.6, Te - 0.03. The concentration of the combined solutions of leaching and washing the metal fraction by decantation (80 ml) in the target metals was (in g / l) 34.6 Se and 0.09 Ag. The extraction of silver in the metal fraction is 99.2%, the recovery of selenium in solution is 87.6%.

Пример 2 (по заявляемому способу). 10 г сухого флотоконцентрата шлама указанного состава, помещали в стеклянный реактор, заливали 50 мл раствора щелочи (CNaOH=100 г/л), добавляли 50 мл 40% раствора H2O2, при этом расход пероксида водорода составил 20% к массе флотоконцентрата, отношение Ж:Т равнялось 10. Выщелачивание проводили без нагрева при перемешивании в течение 1 часа. Затем раствор и осадок разделяли фильтрацией. Масса сухого осадка составила 5.9157 г при содержании (в мас.%): Ag - 91.7, Au - 3.5, Se - 1.3, Те - 0.04. Раствор выщелачивания (100 мл) по основным компонентам имел следующую концентрацию, г/л: Se - 30.2, Ag - 0.054. Это соответствует извлечению Se в раствор 97.6% и Ag в твердый остаток - 99.0%.Example 2 (by the present method). 10 g of dry flotation concentrate of sludge of the indicated composition was placed in a glass reactor, 50 ml of alkali solution were poured (C NaOH = 100 g / l), 50 ml of 40% solution of H 2 O 2 was added, while the consumption of hydrogen peroxide was 20% by weight of flotation concentrate , the ratio W: T was 10. Leaching was carried out without heating with stirring for 1 hour. Then the solution and the precipitate were separated by filtration. The mass of dry sediment was 5.9157 g with a content (in wt.%): Ag - 91.7, Au - 3.5, Se - 1.3, Te - 0.04. The leach solution (100 ml) for the main components had the following concentration, g / l: Se - 30.2, Ag - 0.054. This corresponds to the extraction of Se in a solution of 97.6% and Ag in the solid residue - 99.0%.

Пример 3 (по заявляемому способу). 10 г сухого флотоконцентрата шлама указанного состава выщелачивали при перемешивании в течение 1 часа в щелочном растворе, состоящем из 50 мл NaOH (100 г/л), 40 мл H2O2 (40% p-p) и 10 мл воды, что соответствует расходу пероксида водорода 16% к массе флотоконцентрата и отношению Ж:Т, равному 10. Масса сухого осадка равнялась 6,1597 г при следующем составе, мас.%: Ag - 87.2, Au - 2.9, Se - 5.1, Те - 0.4, Pb - 2.4, Sb - 0.9. Раствор выщелачивания (100 мл) по основным компонентам имел следующую концентрацию, г/л: Se - 27.4, Ag - 0.085. Это соответствует извлечению Se в раствор 86.7% и Ag в твердый остаток - 99.05%.Example 3 (by the present method). 10 g of dry flotation concentrate of the sludge of the specified composition was leached with stirring for 1 hour in an alkaline solution consisting of 50 ml of NaOH (100 g / l), 40 ml of H 2 O 2 (40% pp) and 10 ml of water, which corresponds to the consumption of peroxide hydrogen 16% to the mass of the flotation concentrate and the ratio W: T equal to 10. The mass of dry sediment was 6.1597 g with the following composition, wt.%: Ag - 87.2, Au - 2.9, Se - 5.1, Te - 0.4, Pb - 2.4 , Sb - 0.9. The leach solution (100 ml) for the main components had the following concentration, g / l: Se - 27.4, Ag - 0.085. This corresponds to the extraction of Se in the solution of 86.7% and Ag in the solid residue - 99.05%.

Пример 4 (по заявляемому способу). 10 г сухого флотоконцентрата шлама указанного состава выщелачивали при перемешивании в течение 1 часа щелочным раствором состоящем из 75 мл NaOH (100 г/л), 50 мл H2O2 (40% p-p) и 25 мл воды, что соответствует расходу пероксида водорода 20% к массе флотоконцентрата и отношению Ж:Т, равному 15. Масса полученного осадка составила 6,0115 г при содержании, мас.%: Ag - 89.5, Au - 2.27, Se - 1.7, Те - 0.14, Pb - 3.22, Sb - 0.27. Раствор выщелачивания (150 мл) по основным компонентам имел следующую концентрацию, г/л: Se - 20.4, Ag - 0.093. Это соответствует извлечению Se в раствор 96.8% и Ag в твердый остаток - 99.1%).Example 4 (by the present method). 10 g of dry flotation concentrate slurry of this composition was leached with stirring for 1 chasa alkaline solution consisting of 75 ml of NaOH (100g / l), 50 ml of H 2 O 2 (40% pp) and 25 ml of water, which corresponds to the consumption of hydrogen peroxide 20 % to the mass of flotation concentrate and the ratio W: T equal to 15. The mass of the obtained precipitate was 6.0115 g with a content, wt.%: Ag - 89.5, Au - 2.27, Se - 1.7, Te - 0.14, Pb - 3.22, Sb - 0.27. The leach solution (150 ml) for the main components had the following concentration, g / l: Se - 20.4, Ag - 0.093. This corresponds to the recovery of Se in solution 96.8% and Ag in the solid residue - 99.1%).

Приведенные примеры показывают, что при переработке образца флотоконцентрата указанного состава по прототипу (пример 1) до 10.0% селена теряется с тонкодисперсным осадком разделения пульпы. При использовании предлагаемого способа с расходом окислителя менее 20% (пример 3) снижаются показатели извлечения селена в раствор и его селекции с серебром. Повышение отношения Ж:Т более 10 (пример 4) не оказывает существенного влияния на результаты выщелачивания флотоконцентрата.The above examples show that when processing a sample of a flotation concentrate of the specified composition according to the prototype (example 1) up to 10.0% of selenium is lost with a finely divided precipitate of pulp separation. When using the proposed method with an oxidizing agent consumption of less than 20% (Example 3), the recovery of selenium into solution and its selection with silver are reduced. Increasing the ratio W: T more than 10 (example 4) does not significantly affect the results of leaching of flotation concentrate.

Заявляемый способ отличается от прототипа выделением серебра в твердый осадок и концентрированием селена в растворе в виде натриевых солей в одну стадию путем выщелачивания флотоконцентрата щелочным раствором с добавлением пероксида водорода, исключая предварительную операцию окислительного спекания. Из этого следует, что заявляемое техническое решение отвечает критерию ″новизна″.The inventive method differs from the prototype by separating silver into a solid precipitate and concentrating selenium in solution in the form of sodium salts in one stage by leaching the floc concentrate with an alkaline solution with the addition of hydrogen peroxide, excluding the preliminary oxidative sintering operation. It follows that the claimed technical solution meets the criterion of ″ novelty ″.

Заявляемый способ извлечения металлического серебра из концентрата флотационного обогащения медеэлектролитного шлама, содержащего благородные металлы, соответствует требованию ″изобретательского уровня″, так как обеспечивает сохранение высоких показателей разделения серебра и селена при сокращении количества стадий переработки концентрата и применения более дешевого реагента-окислителя, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method of extracting metallic silver from a concentrate of flotation enrichment of copper-electrolyte sludge containing noble metals meets the requirement of "inventive step", as it ensures the preservation of high separation of silver and selenium while reducing the number of stages of processing of the concentrate and the use of a cheaper oxidizing reagent, which should not be explicitly from the prior art.

Claims (2)

1. Способ переработки концентрата флотации медеэлектролитного шлама, содержащего селенид серебра, включающий выщелачивание с выделением серебра в твердый остаток, а селена в раствор в виде натриевых солей, отличающийся тем, что выщелачиванию подвергают непосредственно исходный концентрат и ведут его раствором щелочи в присутствии реагента-окислителя при соотношении Ж:Т, равном 10, при комнатной температуре, а в качестве реагента-окислителя используют пероксид водорода в количестве 20-30% от массы перерабатываемого концентрата.1. A method of processing a flotation concentrate of a copper electrolyte sludge containing silver selenide, including leaching with the release of silver into a solid residue, and selenium into a solution in the form of sodium salts, characterized in that the initial concentrate is directly leached and its alkali solution is carried out in the presence of an oxidizing reagent with a ratio of G: T equal to 10 at room temperature, and hydrogen peroxide in the amount of 20-30% by weight of the processed concentrate is used as an oxidizing reagent. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание проводят при перемешивании пульпы. 2. The method according to claim 1, characterized in that the leaching is carried out with stirring of the pulp.
RU2013150391/02A 2013-11-12 2013-11-12 Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate RU2541231C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013150391/02A RU2541231C1 (en) 2013-11-12 2013-11-12 Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013150391/02A RU2541231C1 (en) 2013-11-12 2013-11-12 Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2541231C1 true RU2541231C1 (en) 2015-02-10

Family

ID=53287105

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2013150391/02A RU2541231C1 (en) 2013-11-12 2013-11-12 Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2541231C1 (en)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4293332A (en) * 1977-06-08 1981-10-06 Institute Of Nuclear Energy Research Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
CA1116869A (en) * 1978-07-19 1982-01-26 John D. Prater Recovery of copper from arsenic-containing metallurgical waste materials
US4352786A (en) * 1981-02-24 1982-10-05 Institute Of Nuclear Energy Research Treatment of copper refinery anode slime
RU2211251C2 (en) * 2001-09-04 2003-08-27 Петрик Виктор Иванович Method of selective extraction of metals of platinum group from anode sludge
RU2397259C1 (en) * 2009-03-10 2010-08-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") Procedure for processing silver containing lead wastes at extraction of silver and lead as products
RU2451760C1 (en) * 2011-03-24 2012-05-27 Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" Method of treatment of copper electrolysis slime floatation concentrate containing precious metals

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4293332A (en) * 1977-06-08 1981-10-06 Institute Of Nuclear Energy Research Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
CA1116869A (en) * 1978-07-19 1982-01-26 John D. Prater Recovery of copper from arsenic-containing metallurgical waste materials
US4352786A (en) * 1981-02-24 1982-10-05 Institute Of Nuclear Energy Research Treatment of copper refinery anode slime
RU2211251C2 (en) * 2001-09-04 2003-08-27 Петрик Виктор Иванович Method of selective extraction of metals of platinum group from anode sludge
RU2397259C1 (en) * 2009-03-10 2010-08-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") Procedure for processing silver containing lead wastes at extraction of silver and lead as products
RU2451760C1 (en) * 2011-03-24 2012-05-27 Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" Method of treatment of copper electrolysis slime floatation concentrate containing precious metals

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101565174B (en) Method for extracting refined tellurium from tellurium-contained smelting slag
CN104928483B (en) Method for comprehensively recovering silver, selenium, tellurium and copper from copper telluride residues
JP6241661B2 (en) Arsenic separation and immobilization method
CN101928834B (en) Method for recovering rare precious metals from solution
CN105543479B (en) A kind of comprehensive recovering process of bismuth matte
CN103343224A (en) Method for quickly extracting gold from gold-containing material
CN113308606A (en) Method for leaching and separating valuable metals from silver-gold-rich selenium steaming slag
CN102943180B (en) Method for recycling gold and silver from silver separating residues of copper anode slime
JP7016463B2 (en) How to collect tellurium
JP2012246198A (en) Method for purifying selenium by wet process
JP7498137B2 (en) Method for separating ruthenium and iridium
CN105925811B (en) A kind of method that synergistic oxidation leaches tellurium in tellurium slag
CN105967153A (en) Technology for recovering tellurium from high-tellurium slag
CN105886785A (en) Method for preparing high-purity silver powder from silver-rich residue containing high selenium and tellurium
EP3575420A1 (en) Bismuth purification method
CN113337724B (en) Method for synchronously separating and extracting rare-dispersion element tellurium and metal copper from cuprous telluride slag
JP5114049B2 (en) Preparation of arsenic liquid from copper arsenic compound
JP7594420B2 (en) Copper-coated iron powder, manufacturing method for copper-coated iron powder, and method for recovering ruthenium
Wang et al. A novel process for recovery of Te and Se from copper slimes autoclave leach solution
US5939042A (en) Tellurium extraction from copper electrorefining slimes
JP5114048B2 (en) Arsenic liquid manufacturing method
RU2628946C2 (en) PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE
RU2541231C1 (en) Method of processing of copper-electrolyte sludge floatation concentrate
JP2012246197A (en) Method for purifying selenium by wet process
RU2618050C1 (en) Processing method of copper anode slime

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20181113