[go: up one dir, main page]

UA42969C2 - Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти) - Google Patents

Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти) Download PDF

Info

Publication number
UA42969C2
UA42969C2 UA2000095315A UA200095315A UA42969C2 UA 42969 C2 UA42969 C2 UA 42969C2 UA 2000095315 A UA2000095315 A UA 2000095315A UA 200095315 A UA200095315 A UA 200095315A UA 42969 C2 UA42969 C2 UA 42969C2
Authority
UA
Ukraine
Prior art keywords
gold
lead
silver
alloy
electrolysis
Prior art date
Application number
UA2000095315A
Other languages
English (en)
Russian (ru)
Inventor
Фірдавіс Ягудінович Фаррахутдінов
Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов
Віталій Костянтинович Сухов
Леонід Хомич Козін
Леонид Хомич Козин
Анатолій Дмитрович Коростін
Анатолий Дмитриевич Коростин
Олексій Миколайович Тихоміров
Original Assignee
Фірдавіс Ягудінович Фаррахутдінов
Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов
Віталій Костянтинович Сухов
Леонід Хомич Козін
Леонид Хомич Козин
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 Фірдавіс Ягудінович Фаррахутдінов, Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов, Віталій Костянтинович Сухов, Леонід Хомич Козін, Леонид Хомич Козин filed Critical Фірдавіс Ягудінович Фаррахутдінов
Priority to UA2000095315A priority Critical patent/UA42969C2/uk
Publication of UA42969C2 publication Critical patent/UA42969C2/uk

Links

Landscapes

  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Винахід стосується металургії благородних металів, зокрема технології видобування високочистого золота із свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів, а також розділення сплавів золота зі сріблом з одержанням металів. Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота включає термічну обробку шихти з одержанням свинцево-золото-срібного сплаву та відділення сплаву від розплаву солей, причому первинний матеріал шихтують з гідроксидом натрію або калію при співвідношенні компонентів 1:1-1,2 з домішкою 2,5-3,0 мас.% подрібненого вугілля або коксу та термічно обробляють, утворюваний золото-срібло-свинцевий сплав піддають селективному двостадійному розділенню компонентів сплаву в електролізері з розчинними стаціонарними анодами шляхом електролізу оцтово-хлорнокислого електроліту і виділенням катодного свинцю на 1-й стадії з одержанням золото-срібного залишку. Потім на 2-й стадії з порошкоподібного золото-срібного залишку селективно виділяють срібло шляхом електролізу оцтово-хлорнокислого електроліту, що міститься в електролізері з розчинними перемішуючими анодами, з виділенням катодного металічного срібла та одержанням в анодному залишку дисперсного золота, після плавки якого в суміші з порошкоподібним флюсом складу, % мас.: В2О3 12-15, Na2B4O7 20-30, Na4P2O7 15-17, Na2CO3 4-15, Na2Si2O5 5-14, NaBr 10-20, КNО3 15-20, Na2O2 3-5, одержують золото. Винахід забезпечує одержання свинцю з чистотою 99, 99 % мас., срібла – до 99,99 % мас. та золота – до 99,999 % мас. з свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів з використанням високоефективної екологічно чистої технології.

Description

Опис винаходу
Винахід стосується металурга благородних металів, зокрема технології видобування високочистого золота із 2 свинець- і -сульфідвмісних шліхів, а також розділення сплавів золота зі сріблом з одержанням золота та срібла високої чистоти.
Шліхове золото, одержуване методами гравітаційного збагачення руд на відцентрових гравіконцентраторах, драгах, при наступному збагаченні на концентраційних столах та інших пристроях, звичайно доводиться в залежності від природи руд до такого складу, мас.9бв: золота 40 - 90; срібла 4 - 40; свинцю, сурми та миш'яку в 70 сумі 1 - 6, магнетиту (БезО)), ільменіту (РетіОз), циркону (215іО)), гранату (РезАІ5(5іОд)3) 2 - 5. При переробці золото-срібловмісних свинцево-сульфідних руд вміст золота в шліхах (концентратах), одержуваних шляхом гравітаційного збагачення, дорівнює 0,223 - 0,642г/т (0,02 - 0,0695 золота). У цьому випадку при наступному концентруванні на концентраційних столах вміст золота досягає величини 30 - 40905, срібла - 10 - 1295, а вміст свинцю в сульфідах зростає до 38 - 5095. Сульфіди шліхів окислюють киснем повітря з утворенням двоокису 12 сірки, оксиду свинцю та металічного свинцю. Оксиди відганяють часто прямо в атмосферу. Тому сульфід- і свинецьвмісні шліхи є складними для переробки відомими методами та хімічно найнебезпечнішими джерелами забруднення свинцем атмосфери, водоймищ та поверхні землі.
Відомий двостадійний пірометалургійний спосіб видобування золота та срібла з гравітаційного концентрату 11. На першій стадії концентрат піддають окисному випалу при температурі 600 - 7507С протягом 10 - 15 годин з одержанням недогарка. На другій стадії недогарок шихтують із селітрою (Мамо з) та бурою (Ма»В/О»7), до такого співвідношення компонентів у шихті, мас.Уо: недогарок 35 - 43, селітра 35 - 43, бура 20 - 30, та проводять плавку в індукційній печі при 1100 - 120072 з одержанням шліхового золота, яке містить 34,4090 золота, 5,7095 срібла та більш, ніж 5995 домішок чорних і кольорових металів.
Недоліки способу такі: двостадійність та тривалість процесу видобування золота з гравіконцентрату в с недогарок (10 - 15 годин), низький вміст золота в сплаві (шліху) та високий вміст супутніх домішок чорних і (3 кольорових металів.
Відомий спосіб переробки шліхового золота, що включає розплавлений первинних шліхів з одержанням сплаву з масовим відношенням золота та срібла від 4 до 1, гранулювання сплаву та вилуговування срібла царською водкою |21. о
Недоліки способу такі: Ге) - низький ступінь видобування золота (30,0 - 86,095) при переробці гравітаційних концентратів та поширеного в природі шліхового золота з масовим відношенням золота та срібла, яке дорівнює 4 - 9; Ме. - для досягнення більш високого рівня видобування золота, у межах 99,0 - 99,795, у шліхове золото вводять с додаткові кількості оборотного золота, перед розплавленням під флюсом та грануляцією шліхів, до співвідношення золото: срібло - 11,8 - 5,45: 1, з наступним вилуговуванням царською водкою, що спричиняє З додаткове забруднення навколишнього середовища оксидами азоту, здорожує переробку шліхів та удвічі збільшує собівартість золота.
Відомий спосіб переробки шліхового золота, який включає введення до первинних шліхів або зливків золота « та срібла домішок 10 - 6095 міді від маси срібла, розплавлення первинних шліхів та зливків з одержанням З 70 мідьвмісного золотосрібного сплаву, гранулювання сплаву та вилуговування срібла та міді царською водкою при с 75- 602С (ЗІ.
Із» Недоліки способу такі: - введення міді в золото-срібний сплав ускладнює процес переробки шліхів, призводить до збільшення витрат азотної та соляної кислот, до додаткового забруднення навколишнього середовища оксидами азоту, до збільшення тривалості процесу переробки шліхів із-за необхідності розчинення металічної міді, що здорожує шк переробку шліхів та збільшує собівартість золота. ка Близьким за сукупністю ознак до заявленого винаходу є пірометалургійний спосіб видобування золота зі шліхів і гірничорудної сировини |4). На першій стадії гірничорудну сировину подрібнюють, додають зернистий о свинець або галеніт (РЬ5) чи зернистий сплав свинцю зі сріблом (РБАду) як колектор золота в кількості 30905 б 20 від маси первинного матеріалу, а як додаткові агенти використовують лужний натрій чи калій, або суміш лужного натрію з лужним калієм, що утричі перевищує масу первинного матеріалу та галеніту. Далі одержану шихту с нагрівають до 5007С і витримують протягом 1,5 годин. Потім через розплав пропускають воду, рідку частину зливають, з твердого залишку виділяють сплав золота зі свинцем (веркблей) розчином соляної кислоти.
Сумарне видобування золота в сплав дорівнює 95,3905. 52 Недоліки способу такі:
ГФ) - багатостадійність процесу, який не призводить до одержання кінцевих чистих продуктів - золота, срібла та свинцю, о - пропускання води через розплав, що призводить до утворення великої кількості пари та винесення тонкодисперсних частинок свинцю (а з ними золота та срібла), а також до забруднення навколишнього 60 середовища, - створення великої кількості рідких солянокислих відходів, що також завдає шкоди навколишньому середовищу, - низьке видобування золота у веркблей - сплав золота зі свинцем, - надзвичайно велика витрата реагентів - лужного натрію чи калію, або суміші лужного натрію з лужним 62 калієм, яка утричі перевищує масу первинного матеріалу та галеніту.
Найближчим за сукупністю ознак до заявленого винаходу є гідрометалургійний спосіб видобування золота, срібла, платини та паладію переважно зі свинцевих сплавів "Доре" ІБ) (прототип). Суть винаходу полягає в тому, що: на першій стадії золото-срібловмісний свинцевий сплав плавлять під флюсом, розливають у виливниці, аналізують, підбирають зливки для грануляції зі вмістом золота, меншим 1095 та його гранулюють.
Потім розчиняють гранули в азотній кислоті (друга стадія). При цьому срібло, свинець, мідь, цинк та частково паладій розчиняються в азотній кислоті, а золото, платина та частково паладій, а також Др-олив'яна кислота зостаються в нерозчиненому залишку. Срібловмісний азотнокислий розчин очищають від домішок шляхом осаджування їх у вигляді гідроксидів міді(І!), свинцю(ІІ), цинку та інші при рН не вище 7 (третя стадія). 7/0 Одержану пульпу відфільтровують, фільтрат, розчин азотнокислого срібла, направляють на електроліз срібла (четверта стадія), катодні осадки срібла плавлять і розливають у зливки. На п'ятій стадії нерозчинний залишок, який містить золото, платину та частково паладій, прожарюють при 400"С протягом 10 годин. При цьому р-олив'яна кислота збезводнюється та перетворюється в оксид олова. Прожарений залишок розчиняють у розчині царської водки з наступним віддаленням надлишку азотної кислоти мочевиною, нерозчинений залишок 75 Відфільтровують, золото у фільтраті відновлюють до металу сірчанокислим залізом (ІІ), відфільтровують, промивають гарячою водою, висушують та плавлять у зливки.
На шостій стадії у знезолочені розчини додають соляну кислоту до 1095, розчин підігрівають до 80 - 1007С та осаджують сульфіди платини та паладію за допомогою насиченого розчину тіосульфату натрію. Сульфіди відфільтровують, промивають гарячою водою, висушують та плавлять.
Недоліки способу такі: - багатостадійність процесу, який складається з більш, ніж шістьох багатоланкових стадій, - паладій є розчинним в азотній кислоті, що призводить до його розпорошування по продуктам переробки, - не приведені кількісні характеристики срібла, одержуваного шляхом електролізу, - золото, яке виділяється з розчину шляхом відновлення сульфатом заліза(іІ!), повинне мати значний вміст Га супутніх домішок платини та паладію з-за їх сумісного співосаджування разом із золотом, - використання у процесі розчинення домішок царської водки завдає шкоди навколишньому середовищу із-за о викидів оксидів азоту в атмосферу, - не приведені дані про ступінь видобування срібла та золота з первинної сировини.
В основу винаходу поставлена задача підвищення видобування золота та срібла із свинцево-сульфідних Ге»! ШшШліхів золота, зниження витрати реагентів - їдких натрію або калію шляхом приготування шихти свинець- і сульфідвмісних шліхів (концентратів) золота з наступною термічною обробкою шихти з одержанням іш свинцево-золото-срібного сплаву, який відділяють від розплаву солей, піддають селективному розділенню на Ге»! компоненти шляхом електролізу в оцтово-хлорнокислих розчинах в умовах, які дозволяють забезпечити виділення металічних свинцю, срібла та дисперсного золота, плавкою золота з порошкоподібним флюсом та с одержанням золота високої чистоти. «І
Поставлена задача вирішується шляхом приготування шихти зі свинцево-сульфідних шліхів золота, причому з використанням утричі меншої, ніж у |4), кількості реагенту - лужного натрію або калію, при співвідношенні до шліхів 1-1,2: 1, а також шляхом додаткового введення коксу в кількості 2,5 - 3,095 відносно шліхів, шихту « піддають термічної обробці при 500 - 650"С та в результаті протікання окисно-відновлювальних реакцій сульфід свинцю переводять у металічний стан з одержанням потрійного свинець-золото-срібного сплаву, з якого, на - с відміну від прототипу 2, золото та срібло видобувають не послідовною обробкою азотною кислотою та царською ц водкою, а електролізом в оригінальних електролізерах в екологічно чистих оцтово-хлорнокислих розчинах, при "» цьому спочатку на першій стадії селективно виділяють свинець, потім на другій стадії срібло з одержанням у залишку дисперсного золота, та при плавці останнього в суміші з порошкоподібним флюсом одержують золото
ВИСОКОЇ чистоти 99,999905. ьч Технологічна суть способу, згідно з технологічною схемою (див. далі фіг.1), полягає у тому, що: свинець-сульфідвмісні шліхи золота шихтують шляхом введення 2,5 - 3,095 подрібненого коксу (або вугля) та о лужного натрію або калію у співвідношенні до шліхів 1-1,2: 1, шихту нагрівають до 5007С, витримують протягом (Се) 10 хвилин до припинення виділення парів води згідно з рівняннями: б 50 Й
РЬ8 к2Маон кс» РБ я Ма»б ж СО х НоОЇЇ, (У
Ге) РЬ8 їАМаон со -» РБ" ж Ма» я Маг2СОз3 я оно, (2) 2РЬ5 ї бМаон я с» 2РБ? ж 2Ма»в я Ма»СОз я ЗНОЇЇ, (3)
Далі температуру підвищують до 600 - 650"С при перемішуванні зі швидкістю нагріву (10"С/хвилин), витримують протягом 30 хвилин, при цьому утворюється розплавлена маса сульфідів і гідросульфідів натрію та і) карбонатів натрію згідно з рівняннями: іме)
АРЬВ я АМаон -» А4РБ" я 2Манв з Ма28203 з НоОЇЇ, (4) во 2РЬ5 ї2Маон я о -» 2РБ" я Мао8О3 я 87 ю Но, (5) 2РЬ5 ї 2Маон я 025 -» 2РБ" я Маоб20О3 я НОЇ. (6)
При великому надлишку галеніту (РБЗ) відносно Маон (1: 0,5) можливе протікання таких реакцій: 65 РЬ8 - 2Маон -» РБО х Ма»б8 ж Но, (7)
РЬЗ Кк РЬО -» 2РБ" к ОЇ, (8)
РЬЗ « 2РБО -» ЗРБ" к 809, (9) 250» 809 я 8. по
Потім розплав відстоюють протягом 10 - 20 хвилин та відділяють рідкий розплав солей від потрійного свинець-золото-срібловмісного металічного сплаву, який утворюється згідно з рівнянням пРЬ" ж Ац(Ад)х -» Роп'"ТАщ(Адіхі. (11)
Свинцевий сплав РБАцщ(А9);)| розливають у виливниці та піддають подальшій переробці шляхом то електролізу (див. нижче). Мас-спектрометричний аналіз сплаву показав, що в залежності від природи первинної сировини вміст свинцю у потрійному свинець-золото-срібловмісному металічному сплаві складає 48 - 5095, вміст золота - від 7,7 до 4095, срібла - від 2,6 до 1295, а вміст платиноїдів (платини, паладію, родію) може досягати величини від 0,0001 до 0,390.
Розділення потрійного свинець-золото-срібловмісного сплаву на складові його компоненти здійснювали за то схемою, приведеною на фіг.1. Видобували свинець із сплаву шляхом електролізу в електролізері спеціальної конструкції, приведеної на фіг.2, в оцтово-хлорнокислому розчині, який містить, г/л: РЕ(СІО 4)» 50 - 75; НСІО, 20 - 150; СНЗСООН 20 - 60, а срібло із золото-срібних залишків після анодного розчинення свинцю піддавали електролізу в електролізері, конструкція якого приведена на фіг.3, з перемішуванням золото-срібних залишків, виділяли в електроліті, який мав склад, г/л: ЛОСІО у 40 - 100; НСІО,Х 10 - 160; СНУСООН 20 - 60, з одержанням у кінці електролізу дисперсного золота, яке видобували з анодного простору та плавили з порошкоподібним флюсом (який має окисні властивості відносно домішок золота) такого складу,до: В»2Оз 12 - 15, Ма»В,О7 20 -
ЗО, Ма»Р»О»7 15 - 17, Ма»СО» 4 - 15, Ма»зіг2ОБ5 5 - 14, МаВг 10 - 20, КМО» 15 - 20, Ма»О» З - 5, з одержанням високочистого золота 99,99 - 99,99995 мас. ря Запропонований спосіб завдяки відмінним від прототипу суттєвим ознакам забезпечує зниження витрати с гідроксидів натрію або калію, підвищує видобування золота та срібла, спрощує процес одержання цих металів, (о) збільшує чистоту видобуваних золота та срібла, дозволяє видобувати свинець у металічному вигляді та є екологічно чистим.
Приклади виконання способу. ФУ
Приклад 1. Запропонований спосіб був випробуваний на шліхах золота, одержуваних з руд Мужієвського родовища, які містять каолініт (4995), кварц (3995), окис заліза (3,295), барит (2,890), гідроксид заліза (Се) (1,1796), церусит (1,9695), слюду (0,6695) і польовий шпат (0,2390). Вміст золота та срібла в багатих рудах Ф складає 16,9 - 6б,Зг/т, глинисто-кварцових - б,7г/т та рядових рудах - 8,4г/т. У цілому середній вміст компонентів саме для золотих руд Мужієвського родовища складає, г/т: золота - 5,6; свинцю - 1000; цинку - с 500; міді - 500; миш'яку -100; срібла - 19,2; бариту - від З до ЗЗкг/т. «
У прикладі 1 використовували шліхи золота після гравітаційного збагачення з вмістом золота 3,755кг/т, срібла 5,12кг/т та сульфіду свинцю - 52,84495 РЬ. Шліхи в кількості 100г поміщають у тигельну піч і шихтують шляхом додання 100г їдкого натру та введення коксу в кількості 2,590 відносно шліхів. Вміст тигельної печі старанно перемішують, нагрівають до 500"С при перемішуванні, витримують протягом 10 хвилин до припинення « 20 виділення парів води згідно з рівняннями (1)-(3), далі температуру поступово підвищують до 600"С зі швидкістю з нагріву 10"С/хв і видержують 30 хвилин при перемішуванні. Розплав відстоюють 10 хвилин та відділяють рідкий с плав солей від потрійного свинець-золото-срібловмісного металічного сплаву РБ.И" (АщАЯ9)Х) і розливають у :з» виливниці. Проведений мас-спектрометричний аналіз сплаву показав, що вміст свинцю у сплаві складає 50905, золота - 4095, срібла - до 1095, а вміст платиноїдів (платини, паладію, родію) - по 0,000195 кожного.
Видобування золота та срібла у свинцевий сплав складало 99,7 та 99,695 відповідно. їх що Виділення свинцю з одержаного сплаву здійснювали шляхом електролізу в оцтово-хлорнокислому розчині, який містив, г/л: РЕ(СІО»))» 75; НСІО, 150; СНУСООН 60. Конструкція діафрагменного електролізера приведена на іме) фіг.2. Електролізер виготовлюється з оргскла та складається з корпусу 1, титанових струмопідводів 2 до с контактних анодів 10 із спектрально-чистого (або реакторного МПГ-6) графіту, анодів-зливків з розділяємого золотовмісного сплаву З, які встановлюються, а у випадку гранульованого сплаву насипаються, на графітові (22) 50 струмопідвідні контактні аноди 10, а також з анодного простору 4, в яке поміщається електроліт 5. с Електролізер обладнаний діафрагмами 6 з хлорвинилової або іншої кислотостійкої тканини, яка перешкоджає катафоретичному переносу частинок шламу, який утворюється на поверхні в міру розчинення анода, та включенню їх до катодного осадка, а також катодним простором 7 з електролітом 5. Діаграми 8 кріпляться до перегородок катодної секції з допомогою рамок 8. Катодні осадки у процесі електролізу ростуть на титанових катодних струмопідвідних штирях 12, розташованих у днищі катодного простору електролізера 11. Торці
ГФ) катодних штирів 12 захищені від стикання з розчином електроліту спектрально-чистим (або реакторним МПГ-6) ко графітом. Електроліз проводили при анодній густині струму 400 - 700А/м2, катодній густині струму 400 - 900А/м2 і температурі 20 - 60"С. У процесі електролізу свинець виділявся на торцевих катодах 12 у вигляді во крупнокристалічних дендритів 9. Катодний вихід свинцю по струму складав 99,9 - 99,9995. У залишку зоставалися срібло, золото та платиноїди. Результати мас-спектрометричного аналізу катодного свинцю приведені в табл. 1. 65 Аа Ві Си п Ав Ко) Ее Ма
Як бачимо, вміст домішок у свинці за даними аналізу складав, 9о: срібла 1,0. 1075, вісмуту 6,0. 1076. міді 2,0. 1033, цинку 2,0. 109, миш'яку 2,0 . 107, сурми 4,0. 107, заліза 2,0. 107, магнію 1,0 . 107, Сумарний вміст аналізованих домішок складав 2,91. 1073 до, а основного металу - свинцю по аналізованим домішкам - 99,997190. 70 Одержаний свинець є близьким до свинцю марки 3-0 (99,9985905) згідно з ГОСТ 3778-74.
Пухкі анодні залишки, які зберігали форму первинних зливків, після віддалення свинцю електролізом обережно видобували, промивали гарячою водою та переносили в електролізер для видобування срібла.
Видобування срібла з цих залишків здійснювали шляхом електролізу в оцтово-хлорнокислому розчині, який містив, г/л: АЛОСІОХ 100; НСІО, 160; СНЗУСООН 60. Конструкція електролізера для видобування срібла із залишків /5 приведена на фіг.3. Електролізер виготовлюється з оргскла та складається з корпусу 1, а також містить виготовлені з оргскла ліву та праву ємності 2 для золото-срібних залишків З, які перемішуються лопатевими мішалками 4 з метою більш повного віддалення срібла із золото-срібних залишків електролізом. Лопатеві мішалки 4 приводяться в рух зі швидкістю 20 - Збоб/хв електродвигунами з редукторами (на фігурі не показані).
Ємності 2 досить щільно входять в анодні простори 5 з електролітом. Електричний струм до золото-срібних залишків в ємності 2 підводиться за допомогою ізольованих від розчину поліетиленом титанових струмопідводів б зі стопорними гайками 7. Кінці струмопідводів захищені від стикання з розчином електроліту анодних просторів 5 наконечниками з реакторного (МПГ-6) графіту 14. Струмопідвід щільно упирається в днище ємності 2 з оргскла, в яке методом термічного нагріву "впаяна" склографітова тканина 15, що поліпшує електричний контакт із золото-срібним залишком. Електролізер обладнаний діафрагмами 8 із хлорвінілової або іншої сч кислотостійкої тканини, яка перешкоджає катафоретичному переносу частинок із золотовмісного залишку в міру видобування з нього срібла, та включенню частинок у катодний осадок 13, а також катодним простором 9 з (о) електролітом 10. Катодні осадки 13 у процесі електролізу ростуть на титанових катодних штирях 16, розташованих у днищі катодного простору електролізера. Торці катодних штирів 16 захищені від стикання з розчином електроліту контактними ковпачками 11 із спектрально-чистого (або реакторного МПГ-6) графіту. Після о зо закінчення електролізу срібло вилучають з електролізеру з катодного простору 9 і виймають ємності 2, які містять дисперсне золото, за допомогою рукояток 12. Електроліз здійснюють при анодній густині струму 200 - іс), 400А/м2, катодній густині -- 500 - ВО0А/м2 і температурі 20 - 602С до зміни потенціалів електродів від значення б 0,758 до 0,908 (відносно стандартного водневого електрода). Срібло з оцтово-хлорнокислого електроліту також виділялось на катоді у вигляді крупнокристалічних дендритів. Катодний вихід срібла по струму складав 99,99 - с
Зв 100,095. Результати мас-спектрометричного аналізу катодних осадків срібла приведені в табл. 2. «
Вомертриюладу 0000 Найменування домшею має 00000000 бука домішок « 4 я в | се | ть | ли | ве | вв З с й
Як бачимо, вміст домішок за даними аналізу складав, 90: алюмінію 1,02 . 107, кремнію 1,0. 107, міді е 3,0. 107, свинцю менш, ніж 1,0 . 107, золота 5,0. 107, заліза менш, ніж 3,0. 1072, паладію 3,0. 103. Сумарний їмо) вміст аналізованих домішок складає 4,0. 1073 уо, а вміст основного металу - срібла по аналізованим домішкам - со 99,99690.
Після анодного розчинення срібла електролізом залишок в ємності 2, який є дисперсним золотом, (2) видобували з анодного простору 5 разом з ємністю 2, а електроліт, що містить іони срібла, зливали. Дисперсне
Ге золото видобували з анодного простору, тричі промивали дистильованою водою, сушили та відбирали пробу для аналізу на вміст домішок у золоті. Результати мас-спектрометричного аналізу дисперсного золота приведені в табл. 3.
В даному випадку, вміст домішок у дисперсному золоті за даними аналізу складав, 90: срібла 2,0. 1073, заліза менш, ніж 1,0 . 107, міді 1,0. 107, платини та паладію по 3,0. 107, родію та осмію по 1,0 . 102 кожного. і) Вміст основного металу - золота по аналізованим домішкам складав 99,997905. іме) во вової в | я | ва | як | 5 щі
Дисперсне золото для одержання компактного золота та додаткового віддалення домішки срібла та міді плавили з порошкоподібним флюсом, який мав склад, 90: В 2О3 15, Ма».В,.О7 20, Ма/Р»О; 17, Ма»СО»з 15,
Ма»зі»2ОБ5 10, МаВг 10, КМО» 10, Ма»О» 3. Температура плавлення флюсу дорівнювала 700"С. Дисперсне золото змішували з порошкоподібним флюсом, температуру поступово підвищували до 1200"С, а суміш витримували при перемішуванні протягом 30 хвилин. Флюс зливали, а золото розливали в нагріті виливниці.
Результати мас-спектрометричного аналізу плавленого дисперсного золота приведені в табл. 4.
Як бачимо, вміст домішок у монолітному золоті за даними аналізу складав, 90: срібла 1,0 . 107, міді /0.1,4. 107, платини 3,0. 107, паладію 2,6 . 1072, родію 1,0 . 107, осмію менш, ніж 1,0 . 1072, рутенію 1,0. 1075,
Сумарний вміст домішок складав 3,1 . 107 96, а вміст основного металу - золота з урахуванням аналізованих домішок складав 99,99969905. с я | т | я | о | в »
Приклад 2. Первинні шліхи золота (77,02кг/т), які містять також срібло (105,018кг/т) і сульфід свинцю (42,547905), у кількості 100г завантажують у тигельну піч і шихтують шляхом додання 120г гідроксиду калію та шляхом введення коксу у кількості 2,7595 відносно шліхів. Процес здійснюють аналогічно прикладу 1, але сч 29 температуру після нагріву до 500"С підвищують до 650"С. Розплав солей відстоюють протягом 20 хвилин, а Ге) сплав свинцю відділяють від шлаку. Проведений мас-спектрометричний аналіз сплаву показав, що вміст свинцю у сплаві складає 48,99895, золота 21,5495, срібла 29,4695, а вміст платиноїдів (платини, паладію, родію) - по 0,000195 кожного. Видобування золота та срібла у свинцевий сплав складало 99,7 та 99,895 відповідно.
Виділення свинцю з одержаного сплаву проводили шляхом електролізу в оцтово-хлорнокислому розчині, Ф який містив, г/л: РЕ(СІО))» 50; НСІО, 20; СНУСООН 20 в електролізері, конструкція якого представлена на фіг.2. (Се)
Електроліз проводили при анодній і катодній густині струму, які дорівнювали 400 і 400 - БООА/м2 відповідно, та Ф температурі 40"С. Катодний вихід свинцю опо струму дорівнював 99,8 - 99,9995. Результати мас-спектрометричного аналізу катодного свинцю, одержаного в прикладі 2, приведені в табл. 1. Як бачимо, С вміст домішок у катодному свинці за даними аналізу складав, 95: срібла 8,0 . 1075, вісмуту 4,3. 106 міді « 5,0. 107, цинку 1,0. 107, миш'яку 5,0 . 107, сурми 2,0 . 107, заліза 1,0. 107, магнію 2,0. 1079. Сумарний вміст аналізованих домішок у катодному свинці складав 1,33. 103 95, а основного металу - свинцю - 99,9986905.
Видобування срібла із залишків після виділення свинцю проводили шляхом електролізу в « оцтово-хлорнокислому розчині, який містив, г/л: ЛЯСІОХ 70; НСІО, 85; СНУСООН 40, в електролізері, конструкція якого приведена на фіг.3. Електроліз проводили при анодній густині струму 400А/м2 і катодній густині 500А/м2 о) с та температурі 60"С. Катодний вихід срібла по струму дорівнював 100,0965. "» Результати мас-спектрометричного аналізу катодних осадків срібла приведені в табл. 2. Як бачимо, вміст " домішок, супутніх сріблу, за даними аналізу складав, о: алюмінію 1,02. 107, кремнію 1,0. 107, міді 2,0. 107, 5 Свинця менш, ніж 1,0. 107, золота 1,0. 107, заліза менш, ніж 4,0. 1072, паладію 3,0. 109. Сумарний вміст ї5» аналізованих домішок складав 3,5. 1073 о, а основного металу - срібла - 99,996595.
Дисперсне золото видобували з анодного простору, тричі промивали дистильованою водою, сушили та ко відбирали пробу для аналізу на вміст домішок у золоті. Результати мас-спектрометричного аналізу дисперсного со золота приведені в табл. 3. Як бачимо, вміст домішок у дисперсному золоті за даними аналізу складав, 9б: срібла 1,9 . 107, заліза менш, ніж 4,0. 107, міді 3,0. 107, платини 4,0. 107, паладію 2,0 . 1079, родію та осмію
Ф по 1,0. 1075, Сумарний вміст домішок у зразку другого прикладу складав 2,2 . 1073 95, а вміст основного металу і3е) - золота по аналізованим домішкам - 99,997905.
Дисперсне золото для одержання компактного золота й додаткового віддалення домішки срібла та міді плавили з флюсом такого складу, 90: В2Оз 12, Ма»28407 30, МауР»О» 15, Ма»СО»з 4, Ма»зі»2О5 5, МаВг 15, КМО»з 15, Ма»О» 4. Температура плавлення флюсу складала 7947С. Дисперсне золото змішували з порошкоподібним
Ге! флюсом, температуру поступово підвищували до 12007"С та видержували при перемішуванні протягом 30 хвилин. Флюс зливали, а золото розливали в нагріті виливниці. ко Результати мас-спектрометричного аналізу плавленого дисперсного золота приведені в табл. 4. Як бачимо, вміст домішок у монолітному золоті за даними аналізу складав, 95: срібла 1,0. 107, міді 1,0. 107, платини 4,0. 60 105 паладію 1,9. 105, родію та рутенію по 1,0 . 1079, осмію - менш, ніж 1,0. 10797, Сумарний вміст домішок складав 2,7. 107 95, а вміст золота по аналізованим домішкам - 99,9997395.
Приклад 3. Первинні шліхи золота (222,8Окг/т), що містять також срібло (304,7кг/т) і сульфід свинцю (24,97905 РБ), у кількості 100г завантажують у тигельну піч і шихтують шляхом додання 100г їдкого натру та дб Шляхом введення подрібненого вугілля в кількості 395 відносно шліхів. Процес здійснюють аналогічно прикладу 2, але температуру після нагріву до 5007"С підвищують до 780"С. Сплав відділяють від шлаку. Проведений мас-спектрометричний аналіз сплаву показав, що вміст компонентів у сплаві складає, 95: свинцю 29,45, золота 29,8095, срібла 40,74995, а вміст платини, паладію, родію - по 0,000295 кожного. Видобутого золота та срібла у свинцевому сплаві склало 99,8 і 99,9590 відповідно.
Виділення свинцю з одержаного сплаву здійснювали електролізом в оцтово-хлорнокислому розчині, який містить, г/л: РБ(СІО5)» 50; НСІО, 150; СНУСООН 60 в електролізері представленому на фіг.2. Електроліз проводили при анодній густині струму 700А/м2, катодній густині струму 900А/м2 і температурі 507С. Результати мас-спектрометричного аналізу катодного свинцю (приклад 3) приведені в табл. 1. Як бачимо, вміст домішок за даними аналізу складав, 965: срібла 3,0. 1075, вісмуту 1,7. 1079, міді 1,0. 1073, цинку 2,0. 1079, миш'яку 1,0 . 107, 70 сурми 3,0. 107, заліза 1,0. 107, магнію 5,0. 1075,
Видобування срібла із залишків після виділення свинцю здійснювали електролізом в оцтово-хлорнокислому розчині, який містив, г/л: ЛЯСІО) 40; НСІО, 10; СНЗУСООН 20, в електролізері, конструкція якого представлена на фіг.3. Електроліз проводили при анодній густині струму 400А/м2, катодній густині ХО0А/м2 і температурі 602.
Катодний вихід срібла по струму дорівнював 100,095.
Результати мас-спектрометричного аналізу катодних осадків срібла приведені в табл. 2. Як бачимо, вміст домішок за даними аналізу складав, 90: алюмінію 1,02. 107, кремнію 1,0. 107, міді 8,0. 107, свинцю менш, ніж 1,0. 105, золота 7,0. 1072, заліза менш, ніж 4,0. 107, паладію 3,0. 103. Сумарний вміст домішок, супутніх сріблу, дорівнював 3,2. 103 95, а вміст основного металу - срібла по аналізованим домішкам - 99,996895.
Дисперсне золото видобували з анодного простору, тричі промивали дистильованою водою, сушили та відбирали пробу для аналізу на вміст домішок у золоті. Результати мас-спектрометричного аналізу дисперсного золота приведені в табл. 3. Як бачимо, вміст домішок у дисперсному золоті за даними аналізу дорівнював, 905: срібла 1,5. 107, заліза менш, ніж 7,0. 107, міді 2,0. 107, платини 2,0 . 107, паладію, родію та осмію по 1,0 . 107 кожного. Сумарний вміст аналізованих домішок дорівнював 1,7. 103 95, а вміст основного металу - 99,998390. с
Дисперсне золото для одержання компактного золота та додаткового віддалення домішок срібла та міді о плавили під флюсом складу, до: В2О3з 15, Ма».В50715, МауР»О»; 15, Ма»СО»з 13, Ма»зі»2О5 12, МаВг 10, КМО»з 15,
Ма»О» 5. Температура плавлення флюсу була близькою до 755"С. Як і в прикладах 1 і 2 дисперсне золото змішували з порошкоподібним флюсом, температуру поступово підвищували до 118073 та видержували при перемішуванні протягом 40 хвилин. Флюс зливали, а золото розливали в нагріті виливниці. Ме
Результати мас-спектрометричного аналізу плавленого дисперсного золота приведені в табл. 4. Як бачимо, («о вміст домішок у монолітному золоті за даними аналізу дорівнював, 95: срібла 1,0. 107, міді 1,0. 107, платини 21. 1075, паладію, родію та рутенію по 1,0. 1075 кожного, а осмію менш, ніж 1,0. 1075 95, Сумарний вміст Ф аналізованих домішок дорівнював 2,5. 104 95, а вміст основного металу - золота - 99,9997595. Отже при с
З65 плавленні дисперсного золота після електролітичного виділення срібла сумісно з порошкоподібним флюсом « приведеного складу чистота золота зростає приблизно на порядок - до 99,999965-ної чистоти.
Таким чином, як бачимо з приведених прикладів, розроблений спосіб переробки шліхів є патентно-чистим, високоефективним, технологічним та екологічно чистим, оскільки в процесі здійснення технології не спостерігається виділення газів (оксидів азоту, хлору) в навколишнє середовище, а відходами виробництва є « тверді продукти - плави солей, які легко регенерувати. Порівняно з джерелами |4, 5| запропонований спосіб має Ше с ряд переваг і відмінні суттєві ознаки: зменшує витрати гідроксидів натрію або калію на відміну від джерела . ЇЇ), забезпечує підвищення видобування золота та срібла |5| без застосування азотної кислоти та царської а водки, спрощує процес одержання цих металів в електролізерах оригінальної конструкції; збільшує видобування золота, срібла та свинцю, а також чистоту отриманих золота та срібла, дозволяє видобувати свинець у металічному вигляді, що запобігає його розсіванню в навколишнім середовищі, та, як наслідок, є екологічно їх чистим.
Технічний результат, який досягається запропонованим винаходом, полягає в технології переводу з високим о виходом золота, срібла та свинцю зі шліху (або концентрату) в компактний проміжний золото-срібно-свинцевий
Ге) сплав, з якого селективно послідовним електролізом в електролізерах оригінальної конструкції отримують 5р свинець, срібло та золото високої чистоти з високими виходами, що дозволяє ефективно використовувати іа винахід у промисловості замість традиційних способів, які використовують азотну кислоту та царську водку,
Ге) проміжні продукти яких - оксиди азоту забруднюють навколишнє середовище.
Джерела, прийняті до уваги: 1. Пат. 2099435 Россия, кл. МКИ 5 3 22 В 11/00 11/02, Пирометаллургический способ извлечения драгоценньїх металлов из гравитационньїх концентратов/ Лолейт С.И., Ильченко Г.А., Калмьков Ю.М. и др. --
Бюл. 1997.-- Мо 35. о 2. Пат. 2052523 Россия, кл. З 22 В 11/00, Способ переработки шлихового золота/ Карпухин А.ТА., Потапова ко А.ТА., Стелькина ТА.ТА., Рьібкин З3.Г. -- Бюл. 1996. -- Мо 2. 3. Пат. 2112062 Россия, кл. МКИ5 З 22 В 11/00 11/02, Способ переработки шлихового золота/ Карпухин А.ТА., 60 Стелькина ТА.ТА., Рьібкин З3.Г.-- Бюл. 1998. -- Мо 15, 4. Пат. 2104321 Россия, кл. МКИ У 3 22 В 11/02, Способ извлечения золота из горнорудного сьірья /
Моисеенко В.Г., Римкевич В.3. Бюл. 1998. -- Мо 4. 5. Пат. 2096505 Россия, кл. мМКИи? з 22 В 11/00, Гидрометаллургческий способ отделения золота, серебра, платиньії и палладия из содержащего их материала с одновременньм их обогащением, преимущественно из бо сплава "Доре"/Лолейт С.И., Ильченко Г.А., Калмьїков Ю.М. и др. Бюл. 1997. -- Мо 32.

Claims (1)

  1. Формула винаходу
    5 . . . Ще .
    1. Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота, що включає термічну обробку шихти з одержанням свинцево-золото-срібного сплаву, відділення сплаву від розплаву солей та селективне розділення компонентів з одержанням високочистого золота, який відрізняється тим, що первинний матеріал шихтують з гідроксидом натрію або калію при співвідношенні компонентів 1:1-1,2 з домішкою 2,5-3,0 95 мас. подрібненого 70 вугілля або коксу та термічно обробляють, утворюваний золото-срібло-свинцевий сплав піддають селективному розділенню компонентів двостадійним електролізом оцтово-хлорнокислих електролітів в електролізерах з розчинними анодами з виділенням свинцю (1-а стадія), потім срібла з одержанням дисперсного золота, після плавки якого в суміші з порошкоподібним флюсом одержують золото високої чистоти 99,9-99,999 95 мас.
    2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що золото-срібло-свинце-сульфідовмісну шихту піддають термічній обробці при 500-650" протягом 1 години при перемішуванні з одержанням золото-срібло-свинцевого сплаву з видобуванням золота та срібла 99,7-99,8 і 99,6-99,95 95 мас. відповідно.
    З. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що виділення свинцю із свинцево-золото-срібного сплаву здійснюють на 1-й стадії електролізу в оцтово-хлорнокислому розчині, який містить, г/л: РЕ(СІО 4) 50-75; НСІО, 20-150; СНУСООН 20-60, при анодній густині струму 400-700 А/м2, катодній густині струму 400-900 А/м2 і го температурі 20-60 20.
    4. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що виділення срібла із залишків після анодного розчинення свинцю здійснюють електролізом в оцтово-хлорнокислому розчині, який містить, г/л: АЯСІО ; 400-100; НСІО, 100-160; СНЗУСООН 20-60, в електролізері при анодній густині струму 200-400 А/м2, катодній густині - 500-800 А/м2 і температурі 20-60 С до зміни потенціалів електродів від 0,75 В до 0,90-1,1 В відносно стандартного водневого СІ електрода. (5)
    5. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що дисперсне золото, після виділення срібла на 2-й стадії електролізу, плавлять у суміші з порошкоподібним флюсом складу, 95 мас.: В2О3 12-15, Ма»8507 20-30, Ма: Р»О7; 15-17, Ма»СО»3 4-15, Ма»зігО5 5-14, МаВг 10-20, КМО»з 15-20, Ма»О» 3-5, з одержанням високочистого золота 99,9-99,999 95 мас. (о)
    б. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що виділення свинцю із свинцево-золото-срібного сплаву со здійснюють на 1-й стадії електролізу в діафрагменному електролізері з графітовими струмопідвідними анодами та торцевими катодами. (о)
    7. Спосіб за п. 6, який відрізняється тим, що анодні простори електролізера обладнані змінними ємностями, в сч які поміщають золото-срібловмісні залишки після анодного розчинення свинцю на 1-й стадії.
    8. Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота, що включає термічну обробку шихти з. «Ж одержанням свинцево-золото-срібного сплаву, відділення сплаву від розплаву солей та селективне розділення компонентів сплаву з одержанням високочистого золота, який відрізняється тим, що виділення срібла із золото-срібловмісного залишку після анодного виділення свинцю здійснюють на 2-й стадії електролізу в « електролізері з перемішуючим порошкоподібним анодом і торцевими електродами з одержанням катодного металічного срібла та дисперсного золота в залишку. -
    с . и? щ» іме) се) Фо іЧе) іме) 60 б5
UA2000095315A 2000-09-15 2000-09-15 Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти) UA42969C2 (uk)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
UA2000095315A UA42969C2 (uk) 2000-09-15 2000-09-15 Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
UA2000095315A UA42969C2 (uk) 2000-09-15 2000-09-15 Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти)

Publications (1)

Publication Number Publication Date
UA42969C2 true UA42969C2 (uk) 2003-08-15

Family

ID=74185895

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
UA2000095315A UA42969C2 (uk) 2000-09-15 2000-09-15 Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти)

Country Status (1)

Country Link
UA (1) UA42969C2 (uk)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4581064A (en) Treatment of anode slimes in a top blown rotary converter
US4002544A (en) Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper
JP5755572B2 (ja) 電解精製用ビスマスアノードの製造方法
Ralston Electrolytic deposition and hydrometallurgy of zinc
US4096045A (en) Process for the recovery of lead from lead scraps
US20120144959A1 (en) Smelting method
WO1998058879A1 (en) A process for the manufacture of pure metallic lead from exhausted batteries
RU2196839C2 (ru) Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты)
US2981595A (en) Recovery of tellurium
US3291597A (en) Process for recovering metal values utilizing fused salts
Randhawa et al. Characteristics and processing of copper refinery anode slime
RO132597A2 (ro) Procedeu de recuperare a metalelor preţioase din deşeuri electrice şi electronice prin dizolvare anodică în lichide ionice
JPH0457603B2 (uk)
US5439503A (en) Process for treatment of volcanic igneous rocks to recover gold, silver and platinum
UA42969C2 (uk) Спосіб переробки свинце- та сульфідсвинцевмісних шліхів золота (варіанти)
US5100466A (en) Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake
SU1098968A1 (ru) Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств
RU2119541C1 (ru) Способ извлечения благородных металлов из полупродукта и устройство для его осуществления
Moore Recycling of non-ferrous metals
RU2351667C1 (ru) Способ переработки цинксодержащих золотосеребряных цианистых осадков
US1808547A (en) Copper extraction process
GB253908A (en) A process for treating lead-tin alloys derived from waste material from lead smelting works
US1989734A (en) Production of bismuth
US4021235A (en) Operating method for slag cleaning furnace in copper refining
RU2181781C2 (ru) Способ комплексной переработки полиметаллического сырья