RU2829623C1 - Method for copper removal from sludges of secondary copper electrolytic refining - Google Patents
Method for copper removal from sludges of secondary copper electrolytic refining Download PDFInfo
- Publication number
- RU2829623C1 RU2829623C1 RU2024106716A RU2024106716A RU2829623C1 RU 2829623 C1 RU2829623 C1 RU 2829623C1 RU 2024106716 A RU2024106716 A RU 2024106716A RU 2024106716 A RU2024106716 A RU 2024106716A RU 2829623 C1 RU2829623 C1 RU 2829623C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- mol
- copper
- leaching
- ammonia
- sludge
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 57
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 47
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 47
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims abstract description 7
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 38
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 21
- XKMRRTOUMJRJIA-UHFFFAOYSA-N ammonia nh3 Chemical compound N.N XKMRRTOUMJRJIA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 10
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 6
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 5
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 4
- 230000033116 oxidation-reduction process Effects 0.000 claims abstract description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 3
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 15
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 abstract description 15
- 239000004332 silver Substances 0.000 abstract description 15
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 8
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 6
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 abstract description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 abstract description 2
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 abstract 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 abstract 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 18
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021591 Copper(I) chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910006404 SnO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M copper(I) chloride Chemical compound [Cu]Cl OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000005115 demineralization Methods 0.000 description 2
- 230000002328 demineralizing effect Effects 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 description 2
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 238000006467 substitution reaction Methods 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 229910001369 Brass Inorganic materials 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 1
- 125000000129 anionic group Chemical group 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000010951 brass Substances 0.000 description 1
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QKSIFUGZHOUETI-UHFFFAOYSA-N copper;azane Chemical compound N.N.N.N.[Cu+2] QKSIFUGZHOUETI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- AUYOHNUMSAGWQZ-UHFFFAOYSA-L dihydroxy(oxo)tin Chemical compound O[Sn](O)=O AUYOHNUMSAGWQZ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000008235 industrial water Substances 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 230000002265 prevention Effects 0.000 description 1
- ZIJTYIRGFVHPHZ-UHFFFAOYSA-N selenium oxide(seo) Chemical group [Se]=O ZIJTYIRGFVHPHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XOLBLPGZBRYERU-UHFFFAOYSA-N tin dioxide Chemical compound O=[Sn]=O XOLBLPGZBRYERU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001887 tin oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности к переработке анодных шламов электролитического рафинирования вторичной меди.The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous and precious metals, in particular to the processing of anode sludge from electrolytic refining of secondary copper.
Подготовительной операцией перед плавкой шламов на сплав Доре является обезмеживание (Ванюков, А.В. Комплексная переработка медного и никелевого сырья / А.В. Ванюков, Н.И. Уткин - Челябинск, Металлургия, Челябинское отделение, 1988. - 432 с.).The preparatory operation before smelting sludge for Dore alloy is demineralization (Vanyukov, A.V. Complex processing of copper and nickel raw materials / A.V. Vanyukov, N.I. Utkin - Chelyabinsk, Metallurgy, Chelyabinsk branch, 1988. - 432 p.).
Классический способ обезмеживания медеэлектролитных шламов -выщелачивание меди с аэрацией воздухом (Сошникова, Л.А. Переработка медеэлектролитных шламов / Л.А. Сошникова, М.М. Купченко - М.: Металлургия, 1978. - 200 с.) в растворе 120-140 г/л серной кислоты при Т:Ж=1:(4-8), температуре 40-50°С и расходе подаваемого воздуха 3-5 м3/мин в течение 4-6 часов.The classic method of demineralization of copper electrolyte sludge is copper leaching with air aeration (Soshnikova, L.A. Processing of copper electrolyte sludge / L.A. Soshnikova, M.M. Kupchenko - Moscow: Metallurgy, 1978. - 200 p.) in a solution of 120-140 g/l sulfuric acid at T:L=1:(4-8), temperature of 40-50°C and a flow rate of supplied air of 3-5 m3 /min for 4-6 hours.
Недостатки способа - высокое остаточное содержание меди не менее 1-3% в обезмеженном шламе, низкая удельная производительность по обезмеженному шламу до 67,5 кг/м3 за операцию.The disadvantages of the method are the high residual copper content of at least 1-3% in the demineralized sludge, and the low specific productivity of demineralized sludge up to 67.5 kg/ m3 per operation.
Известен способ автоклавного окислительного выщелачивания меди из шламов (Мастюгин С.А. Шламы электролитического рафинирования меди / С.А. Мастюгин, Н.А. Волкова, С.С. Набойченко, М.А. Ласточкина. - Екатеринбург: УрФУ, 2013. - 258 с.) в растворе 100-250 г/л серной кислоты при Т:Ж=1:(5-10), температуре 80-140°С и давлении до 0,7 МПа в течение 8-16 часов с подачей кислорода в качестве окислителя.A method is known for autoclave oxidative leaching of copper from sludge (Mastyugin S.A. Sludge from electrolytic refining of copper / S.A. Mastyugin, N.A. Volkova, S.S. Naboychenko, M.A. Lastochkina. - Ekaterinburg: UrFU, 2013. - 258 p.) in a solution of 100-250 g / l sulfuric acid at T:L = 1: (5-10), temperature of 80-140 ° C and pressure up to 0.7 MPa for 8-16 hours with oxygen supply as an oxidizer.
Недостатки способа - повышенные капитальные затраты на аппаратурное оформление технологии, сложность фильтрации пульп при содержании в шламе оксида олова SnO2 из-за образования метаоловянной кислоты H2SnO3.The disadvantages of the method are increased capital costs for the equipment design of the technology, the difficulty of filtering pulps containing tin oxide SnO 2 in the sludge due to the formation of metastannic acid H 2 SnO 3 .
Известен способ переработки шламов электрорафинирования меди в растворе 4 моль/л соляной кислоты и 0,2 моль/л пероксида водорода в качестве окислителя при Т:Ж=1:10, температуре 75°С в течение 2 часов (Xing, W.D. Leaching of gold and silver from anode slime with a mixture of hydrochloric acid and oxidizing agents / W.D. Xing, M.S. Lee // Geosystem Engineering - 2017 - Vol. 20, №4 - P. 216-223).A method is known for processing copper electrorefining sludge in a solution of 4 mol/l hydrochloric acid and 0.2 mol/l hydrogen peroxide as an oxidizer at T:L=1:10, temperature of 75°C for 2 hours (Xing, W.D. Leaching of gold and silver from anode slime with a mixture of hydrochloric acid and oxidizing agents / W.D. Xing, M.S. Lee // Geosystem Engineering - 2017 - Vol. 20, No. 4 - P. 216-223).
Недостатки способа - потери серебра с технологическими растворами из-за повышенной растворимости хлорида серебра при высоких концентрациях хлор-иона в растворе, необходимость экстракционного извлечения золота из раствора.The disadvantages of the method are the loss of silver with process solutions due to the increased solubility of silver chloride at high concentrations of chloride ion in the solution, and the need for extraction of gold from the solution.
Наиболее близким к заявляемому способу является способ выщелачивания меди медно-аммиачным раствором состава, г/л: 60-70 CuCl2, 100-110 NH4Cl, 140-150 [NH3]; при Ж:Т не менее 12:1, расходе воздуха не менее 70 л/ч и температуре 40-50°С в течение не менее 2 часов (1-3) (Кондратьева, Е.С. Принципиальная схема переработки медно-цинковых отходов металлургического производства латуни / Е.С. Кондратьева, А.Ф. Губин, В.А. Колесников // Металлургия цветных металлов - 2017 - №2 - С. 29-35):The closest to the claimed method is the method of leaching copper with a copper-ammonia solution of the composition, g / l: 60-70 CuCl 2 , 100-110 NH 4 Cl, 140-150 [NH 3 ]; at a liquid:solid ratio of at least 12:1, an air flow of at least 70 l / h and a temperature of 40-50 ° C for at least 2 hours (1-3) (Kondratieva, E.S. Schematic diagram of processing copper-zinc waste from the metallurgical production of brass / E.S. Kondratieva, A.F. Gubin, V.A. Kolesnikov // Metallurgy of non-ferrous metals - 2017 - No. 2 - P. 29-35):
Недостатками прототипа являются: необходимость нагрева пульпы и введения в систему CuCl2, повышенный до более чем 200% от стехиометрически необходимого количества (СНК) реакции (3) суммарный расход аммиака [NH3] и хлористого аммония NH4Cl, высокая концентрация Cl- в растворе выщелачивания, способствующая переходу серебра в раствор в форме анионного комплекса [AgCl2]-.The disadvantages of the prototype are: the need to heat the pulp and introduce CuCl 2 into the system, the total consumption of ammonia [NH 3 ] and ammonium chloride NH 4 Cl increased to more than 200% of the stoichiometrically required amount (SRA) of reaction (3), the high concentration of Cl - in the leaching solution, which promotes the transition of silver into the solution in the form of the anionic complex [AgCl 2 ] - .
Изобретение решает задачи повышения комплексности использования сырья, благодаря исключению перехода серебра в раствор аммиачно-аммониного выщелачивания, а также повышения ресурсо- и энергосбережения при переработке шламов электролитического рафинирования вторичной меди.The invention solves the problem of increasing the complexity of raw material use by eliminating the transfer of silver into the ammonia-ammonium leaching solution, as well as increasing resource and energy conservation during the processing of sludge from the electrolytic refining of secondary copper.
Технический результат - повышение селективности извлечения меди вследствие предотвращения перехода серебра в раствор выщелачивания, а также ресурсо- и энергосбережение, заключающееся в исключении нагрева пульпы выщелачивания и снижении удельного расхода реагентов на аммиачно-аммонийное выщелачивание в ~2…2,6 раз.The technical result is an increase in the selectivity of copper extraction due to the prevention of silver transfer into the leaching solution, as well as resource and energy conservation, consisting in the exclusion of heating of the leaching pulp and a reduction in the specific consumption of reagents for ammonia-ammonium leaching by ~2...2.6 times.
Технический результат достигается тем, что способ переработки шламов электролитического рафинирования вторичной меди включает окислительное аммиачно-аммонийное выщелачивание в системе NH3⋅H2O-(NH4)2SO4-H2O, причем выщелачивание шлама проводится без нагрева аммиачно-аммонийным раствором при мольном соотношении реагентов [NH3⋅H2O]:[(NH4)2SO4] равном 3…4 моль/моль и удельном расходе суммы [NH3⋅H2O]+[NH4 +] не менее 4,8 моль/моль Cu, соотношении массы шлама к объему раствора реагентов - Ж:Т, обеспечивающем получение растворов с концентрацией меди не более 0,75 моль/л, с подачей воздуха до достижения окислительно-восстановительного потенциала в системе не более +60±5 мВ относительно хлорсеребряного электрода (ХСЭ) с протеканием реакции (4):The technical result is achieved in that the method for processing sludge from the electrolytic refining of secondary copper includes oxidative ammonia-ammonium leaching in the NH 3 ⋅H 2 O-(NH 4 ) 2 SO 4 -H 2 O system, wherein the leaching of the sludge is carried out without heating with an ammonia-ammonium solution at a molar ratio of reagents [NH 3 ⋅H 2 O]:[(NH 4 ) 2 SO 4 ] equal to 3…4 mol/mol and a specific consumption of the sum of [NH 3 ⋅H 2 O]+[NH 4 + ] of at least 4.8 mol/mol Cu, a ratio of the mass of the sludge to the volume of the reagent solution - L:S, ensuring the production of solutions with a copper concentration of no more than 0.75 mol/l, with the supply of air until the oxidation-reduction potential in the system is no more than +60±5 mV relative to the silver chloride electrode (SCE) with reaction (4):
Примером реализации предлагаемого способа служат результаты следующих опытов.The results of the following experiments serve as an example of the implementation of the proposed method.
Пример 1. Анодный шлам крупностью менее 0,056 мм, содержащего, %: 57,9 Cu2O, 13,5 PbSO4, 9,2 BaSO4, 4,7 SnO2, 2,0 Ag, 2,0 Cu и 10,7 прочие; подвергают аммиачно-аммонийному выщелачиванию в системе NH3⋅H2O-(NH4)2SO4-H2O без нагрева при мольном соотношении [NH3⋅H2O]:[(NH4)2SO4] равном 4 моль/моль и удельном расходе суммы [NH3⋅H2O]+[NH4 +] 4,4 моль/моль Cu, Ж:Т=8:1 и расходе воздуха 640 л/(ч⋅м3) в течение 3 ч. Полученная пульпа фильтруется, осадок на фильтре промывается водой при Ж:Т~1:1, раствор выщелачивания и промвода объединяются. Конечный ОВП пульпы выщелачивания равен+36 мВ относительно ХСЭ при концентрации меди 0,85 моль/л. Извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания составляет 81,05%, серебро не обнаружено, выход осадка - 39,90%, остаточное содержание меди в осадке 25,35%.Example 1. Anode sludge with a particle size of less than 0.056 mm, containing, %: 57.9 Cu 2 O, 13.5 PbSO 4 , 9.2 BaSO 4 , 4.7 SnO 2 , 2.0 Ag, 2.0 Cu and 10.7 others; are subjected to ammonia-ammonium leaching in the NH 3 ⋅H 2 O-(NH 4 ) 2 SO 4 -H 2 O system without heating at a molar ratio of [NH 3 ⋅H 2 O]:[(NH 4 ) 2 SO 4 ] equal to 4 mol/mol and a specific consumption of the sum of [NH 3 ⋅H 2 O]+[NH 4 + ] of 4.4 mol/mol Cu, L:S=8:1 and an air consumption of 640 l/(h⋅m 3 ) for 3 h. The resulting pulp is filtered, the filter cake is washed with water at L:S~1:1, the leaching solution and industrial water are combined. The final ORP of the leaching pulp is +36 mV relative to the CSE at a copper concentration of 0.85 mol/l. The copper recovery in the ammonia-ammonium leaching solution is 81.05%, no silver was detected, the sediment yield is 39.90%, the residual copper content in the sediment is 25.35%.
Пример 2. Процесс осуществляется как в примере 1, но удельный расход суммы [NH3⋅H2O]+[NH4 +] увеличен до 4,6 моль/моль Cu. Конечный ОВП пульпы выщелачивания составляет +25 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,90 моль/л. Обеспечивается извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания 86,28%, серебро не обнаружено, выход осадка - 37,90%, остаточное содержание меди в осадке 19,17%.Example 2. The process is carried out as in example 1, but the specific consumption of the sum [NH 3 ⋅H 2 O]+[NH 4 + ] is increased to 4.6 mol/mol Cu. The final ORP of the leaching pulp is +25 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.90 mol/l. The copper recovery into the ammonia-ammonium leaching solution is 86.28%, silver is not detected, the sediment yield is 37.90%, the residual copper content in the sediment is 19.17%.
Пример 3. Процесс проводится как в примере 1, но удельный расход суммы [NH3⋅H2O]+[NH4 +] увеличен до 4,8 моль/моль Cu. Конечный ОВП пульпы выщелачивания достигает +23 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,95 моль/л. Извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания соответствует 86,72%, серебро не обнаружено, выход осадка - 37,20%, остаточное содержание меди в осадке 20,01%.Example 3. The process is carried out as in example 1, but the specific consumption of the sum [NH 3 ⋅H 2 O]+[NH 4 + ] is increased to 4.8 mol/mol Cu. The final ORP of the leaching pulp reaches +23 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.95 mol/l. Copper recovery into the ammonia-ammonium leaching solution corresponds to 86.72%, silver is not detected, the sediment yield is 37.20%, the residual copper content in the sediment is 20.01%.
Пример 4. Процесс проводится как в примере 3, но Ж:Т увеличено до 10:1, а продолжительность до 4 часов. Конечный ОВП пульпы выщелачивания составляет +52 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,76 моль/л. Извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания составляет 92,71%, серебро не обнаружено, выход осадка -34,20%, остаточное содержание меди в осадке 11,17%.Example 4. The process is carried out as in example 3, but the L:S ratio is increased to 10:1, and the duration is up to 4 hours. The final ORP of the leaching pulp is +52 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.76 mol/l. Copper recovery into the ammonia-ammonium leaching solution is 92.71%, silver is not detected, the sediment yield is -34.20%, the residual copper content in the sediment is 11.17%.
Пример 5. Процесс осуществляется как в примере 4, но Ж:Т составляет 12:1. Конечный ОВП пульпы выщелачивания равняется +61 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,75 моль/л. Обеспечивается извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания 99,40%, серебро не обнаружено, выход осадка - 30,50%, а остаточное содержание меди в осадке 1,13%.Example 5. The process is carried out as in example 4, but the liquid:solid ratio is 12:1. The final redox potential of the leaching pulp is +61 mV relative to the chlorinated selenium oxide, and the copper concentration is 0.75 mol/l. The copper recovery into the ammonia-ammonium leaching solution is 99.40%, silver is not detected, the sediment yield is 30.50%, and the residual copper content in the sediment is 1.13%.
Пример 6. Процесс проводится как в примере 5, но при мольном соотношении реагентов [NH3⋅H2O]:[(NH4)2SO4], равном 3 моль/моль. Конечный ОВП пульпы выщелачивания составляет +55 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,71 моль/л. Достигается извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания 96,90%, серебро не обнаружено, выход осадка - 29,75%, остаточное содержание Cu в осадке 3,40%.Example 6. The process is carried out as in example 5, but with a molar ratio of reagents [NH 3 ⋅H 2 O]:[(NH 4 ) 2 SO 4 ] equal to 3 mol/mol. The final ORP of the leaching pulp is +55 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.71 mol/l. The copper extraction into the ammonia-ammonium leaching solution is 96.90%, silver is not detected, the sediment yield is 29.75%, the residual Cu content in the sediment is 3.40%.
Пример 7. Процесс проводится как в примере 5, но при увеличенном мольном соотношении реагентов [NH3⋅H2O]:[(NH4)2SO4] до 6 моль/моль. Конечный ОВП пульпы выщелачивания равняется +78 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,62 моль/л. Извлечение меди и серебра в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания соответствуют 87,70 и 0,07%, соответственно, выход осадка - 37,00%, остаточное содержание меди в осадке 17,78%.Example 7. The process is carried out as in example 5, but with an increased molar ratio of reagents [NH 3 ⋅H 2 O]:[(NH 4 ) 2 SO 4 ] to 6 mol/mol. The final ORP of the leaching pulp is +78 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.62 mol/l. The extraction of copper and silver into the ammonia-ammonium leaching solution corresponds to 87.70 and 0.07%, respectively, the sediment yield is 37.00%, the residual copper content in the sediment is 17.78%.
Пример 8. Процесс осуществляется как в примере 5, но до достижения ОВП +45±5 мВ. Конечный ОВП пульпы выщелачивания составляет +44 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,71 моль/л. Обеспечивается извлечение меди в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания 98,20%, серебро не обнаружено, выход осадка - 29,73%, остаточное содержание Cu в осадке составляет 2,08%.Example 8. The process is carried out as in example 5, but until the ORP reaches +45±5 mV. The final ORP of the leaching pulp is +44 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.71 mol/l. The copper extraction into the ammonia-ammonium leaching solution is 98.20%, silver is not detected, the sediment yield is 29.73%, the residual Cu content in the sediment is 2.08%.
Пример 9. Процесс осуществляется как в примере 5, но до достижения ОВП+75 ±5 мВ. Конечный ОВП пульпы выщелачивания равен +75 мВ относительно ХСЭ, а концентрация меди 0,61 моль/л. Обеспечивается извлечение меди и серебра в раствор аммиачно-аммонийного выщелачивания 98,00 и 16,69%, соответственно, выход осадка - 25,75%, остаточное содержание Cu в осадке составляет 2,77%.Example 9. The process is carried out as in example 5, but until the ORP of +75 ±5 mV is reached. The final ORP of the leaching pulp is +75 mV relative to the CSE, and the copper concentration is 0.61 mol/l. The extraction of copper and silver into the ammonia-ammonium leaching solution is ensured at 98.00 and 16.69%, respectively, the sediment yield is 25.75%, the residual Cu content in the sediment is 2.77%.
Конкретные примеры извлечения меди из шлама электролиза вторичной меди аммиачно-аммонийным выщелачиванием представлены в таблице.Specific examples of copper extraction from secondary copper electrolysis sludge by ammonia-ammonium leaching are presented in the table.
Хотя настоящее изобретение описано в деталях выше, для специалиста в указанной области техники очевидно, что могут быть сделаны изменения и произведены эквивалентные замены, и такие изменения и замены не выходят за рамки настоящего изобретения, определяемые приложенной формулой изобретения.Although the present invention has been described in detail above, it will be obvious to one skilled in the art that changes may be made and equivalent substitutions made, and such changes and substitutions do not depart from the scope of the present invention as defined by the appended claims.
Claims (1)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2829623C1 true RU2829623C1 (en) | 2024-11-02 |
Family
ID=
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US10316389B2 (en) * | 2014-05-28 | 2019-06-11 | Outotec (Finland) Oy | Hydrometallurgical treatment of anode sludge |
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US10316389B2 (en) * | 2014-05-28 | 2019-06-11 | Outotec (Finland) Oy | Hydrometallurgical treatment of anode sludge |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ВЫДЫШ С.О. и др. Исследование совместного извлечения меди и серебра из шлама электролитического рафинирования вторичной меди. Часть 2. Металлург. 2023, N6, Энерго- и ресурсосбережение, с. 106-114. КОНДРАТЬЕВА Е.С. и др. Принципиальная схема переработки медно-цинковых отходов металлургического производства латуни. Известия вузов. Цветная металлургия. 2017, N2, с. 29-35. SHIXING WANG et al. Ultra fast ultrasound-assisted decopperization from copper anode slime. Ultrasonics Sonochemistry 36 (2017), p. 20-26. HONG ZENG et al. Leaching behavior of the main metals from copper anode slime during the pretreatment stage of the kaldor furnace smelting process. Processes 2022, 10, 2510, p. 1-12. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4891067A (en) | Processes for the treatment of smelter flue dust | |
| CA2639165A1 (en) | Method for recovering metal from ore | |
| EA005630B1 (en) | System and process for recovering copper from a copper-containing material | |
| AU2003215694A1 (en) | Method for the recovery of gold | |
| NZ205153A (en) | Hydrometallurgical process for recovery of gold or silver from ores | |
| JP6233478B2 (en) | Purification method of bismuth | |
| EA014408B1 (en) | Method for the production of metal powder | |
| CN113564622A (en) | A kind of method for separating copper tellurium efficiently from copper telluride material | |
| JP5200588B2 (en) | Method for producing high purity silver | |
| EP3575420A1 (en) | Bismuth purification method | |
| RU2829623C1 (en) | Method for copper removal from sludges of secondary copper electrolytic refining | |
| CN106756047B (en) | High sundries silver anode slime puies forward the processing method of gold | |
| US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| RU2510669C2 (en) | Method of extracting noble metals from wastes | |
| EP3155135A1 (en) | Process of extracting gold and silver from ores and mining by-products | |
| AU734584B2 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
| CA2017032C (en) | Hydrometallurgical silver refining | |
| WO1982001195A1 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| JP2019131838A (en) | METHOD FOR REMOVING SiO2 FROM SLURRY CONTAINING SILVER AND SiO2, AND PURIFICATION METHOD OF SILVER | |
| RU2176279C1 (en) | Method for processing secondary gold-containing material to pure gold | |
| JPH05311258A (en) | Wet process treatment of copper electrolyzing anode slime | |
| JPH10158752A (en) | Silver extraction and recovery method | |
| RU2830508C1 (en) | Method of processing copper-free sludge from electrolytic refining of secondary copper | |
| RU2077599C1 (en) | Method of isolation of silver from wastes containing heavy nonferrous metals | |
| RU2286399C1 (en) | Method of processing materials containing precious metals and lead |