PL159674B1 - Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych PL PL PL - Google Patents
Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych PL PL PLInfo
- Publication number
- PL159674B1 PL159674B1 PL27888489A PL27888489A PL159674B1 PL 159674 B1 PL159674 B1 PL 159674B1 PL 27888489 A PL27888489 A PL 27888489A PL 27888489 A PL27888489 A PL 27888489A PL 159674 B1 PL159674 B1 PL 159674B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- lead
- noble metals
- precious metals
- electrolyte
- anode
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 38
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 9
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 8
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims abstract description 6
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 6
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 8
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 24
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 4
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 3
- 230000029087 digestion Effects 0.000 claims description 2
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N aqua regia Chemical compound Cl.O[N+]([O-])=O QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims 1
- 238000012866 crystallographic experiment Methods 0.000 claims 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910052705 radium Inorganic materials 0.000 claims 1
- HCWPIIXVSYCSAN-UHFFFAOYSA-N radium atom Chemical compound [Ra] HCWPIIXVSYCSAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 claims 1
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims 1
- 229910052566 spinel group Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 abstract description 6
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 230000001955 cumulated effect Effects 0.000 abstract 1
- NICDRCVJGXLKSF-UHFFFAOYSA-N nitric acid;trihydrochloride Chemical compound Cl.Cl.Cl.O[N+]([O-])=O NICDRCVJGXLKSF-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- MWUXSHHQAYIFBG-UHFFFAOYSA-N nitrogen oxide Inorganic materials O=[N] MWUXSHHQAYIFBG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 description 2
- 238000006731 degradation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 2
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 2
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 description 2
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000000197 pyrolysis Methods 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 239000006256 anode slurry Substances 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000010828 elution Methods 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002825 nitriles Chemical class 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004537 pulping Methods 0.000 description 1
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 238000003307 slaughter Methods 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych nie- roztwarzalnych w wodzie królewskiej, polegajacy na tym, ze metale szlachetne kumuluje sie w metalicznym olowiu, a nastepnie oddziela sie je od nosnika, znamienny tym, ze stop olowiu zawierajacy metale szlachetne odlewa sie w anody, które umieszcza sie w elektrolicie fluoro- krzemianowym i poddaje sie go procesowi elektrorafinacji przy gestosci anodowej pradu 200-600 A /m 2 i gestosci katodowej 130-300 A /m 2, a w poczatkowej fazie procesu stosuje sie elektrolit zawierajacy w 1 dm3 30-80 g olowiu, 50-150 g kwasu fluorokrzemianowego i 0,5-2,5 g kwasu fluorowodorowego, natomiast w trakcie procesu elektrorafinacji co 5-10 godzin do elektrolitu dodaje sie kwas fluorowodorowy w ilosci 0,5-2,5 kg na 1 m3 elektrolitu, po czym uzyskany szlam anodowy o zawartosci 8-20% wagowych metali szlachetnych przerabia sie dalej znanymi metodami, a wytworzona na katodzie gabke olowiana zawraca sie jako kolektor metali szlachetnych do pierwszej fazy procesu. PL PL PL
Description
Znany i powszechnie stosowany sposób ftrzyywania Pncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych nierozpuszczalnych w wodzie fcrolewskiej polega na stopieniu odpadów z dodatkiem topników, redulktora i kolektora metali szlachetnych którym zazwyczaj są tlenki ołowiu. Metale szlachetne w ilości to. °,5% wag. gromadzą się w tvydzielonym w tych warunkach ołowiu metalicznym, który nastypnie poddaje aię roztwarzaniu w rozcieńczonych roztworach kwasu azotowej.
pewną modyfikacją opisanego sposobu jest metoda przedstawiona w polskim opisie patentowymi nr 59 691. polega ona na tym, że otrz.^nany z przetopu redukcyjnego stop metalu lub metali szlachetnych z tlenktom ołowiu granuluje się znanym sposobem, następnie suszy i dodaje do następnego przetopu w miejsce tlenku ołowiu, przy czym proces powtarza się wielokrotnie, do momentu uzyskania toncentratu o zawarttoci 5% metali szlachetnych Dalszy przerób tego koncentratu polega na roztwarzaniu go w roztworach kwasu azotowego, a następnie w wodzie Polewskiej.
Niedogtonościami dotychczasowych metod przerobu oclpadów porafinacyjnych są niskie stężenia metali szlachetnych w uzyskanych koncentratach, powodujje w konsekwencji konieczność roztwarzania dtoych ilości ołowiu, losowanie do tego celu rozcieńczonych roztworów jeat przyczyną częściowego roztwrorzenia platynowców, głównie pd i Rh·
Ołów usuwany chemczule ze stopu jest praktycznio blzpovootnil tracony. Ponadto podczas etapu rozpuszczania istnieje możliwość wyzierania tlenków azotu, co wymaga stosownia
159 674 odpowiedniej aparatury 1 zabezpieczeń.
Inny,uiany 1 stosowany głównie do odzysku złota sposób otrzymywania koncentrat^ meeali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych nierozpuszczalnych w wodzie króleralkLej polega na tym, te surowce złotonośne ługuje się roztworem cyjanków w obecności utleniaczy, po czym z tak otrzymanych roztworów odzyskuje się złoto metodą elektrolityczną lub cementa cyjną. Niedogodnością tej metody jest konieczność operowinia ailnie toksycznymi roztworami cyjankowymi oraz niskie efekty ługowania będące wynikiem różnej trwałości powstających kompleksów cyjankowych poszczególnych imtali szlachetnych.
Z polskiego opisu patentowego nr 150 019 znany jest także sposób przerobu zużytych baterii, uzbrojonych płytek drukowanych i elementów elektronicznych polegający na przeprowadzeniu pirolizy niesortowanej mieszaniny i obróbki kwasem powstającej podczas pirolizy szlaki, elektrolizy oraz pobrania i rozdzielenia produktów osadzających się na elektrodach. W sposobie tym szlakę powstającą w procesie pirolizy przemywa się wodą lub rozcieńczoiym lewasem fluonoborovym, a zawiesinę filtruje się, natomiast placek filtrccyjny czyści się w kwasie fluorbborovym, przy czym kwas fluoroborowy stosuje się w eletartaizie jako eletarolit, następnie kwas ftaoroborowy regeneruje się przez destylację, zaś tapadający podczas elektrolizy pod elektrodami szlrni anodowy i szlimi tatodowy oddziela się, złniera i przerabia dla ponownego użycia. powyższy sposób polega zatem w swej istocie na ługowaniu kwasem fluoroboroym roztwarzalnych i rozpuszczalnych składników misy wsadowej z następującą po tym eletarolizą tak otrzymanego roztworu. Siposób ten nie może być stosowany do koncentratów porafinacyjnych, Inowiem zawarte w nich metale szlachetne nie podlegają taiałaniu kwasu ftaoooborowego, zatem nie mogą byc przeprowadzone do roztworu, a następnie elektrochemicznie osataone na katodzie. Ponadto w jnrzytocooiym* opisie mamy do czynienia z eletarolizą roztworów, to znaczy procesem prowadzonym* z zastosowaniem nieroztwarzalnej anody. proces taki nie może byc zastosowany do wytwarzania tancentratu metali szlachetnych metodą eletarorafinacji, czy elektoochemicznego roztwarzania Mteriału anody.
Celem wynalazku jest wyeliminowanie niedogodności dotychczas stosowanych metod. Cel ten osiągnięto poprzez opracowanie nowej metody przerobu odpadów porafinacyjnych.
Zgodnie z wynalazkiem sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych nierozpuszczalnych w wodzie królewskiej polegający na tym, że metale szlachetne kumuluje się w metalicznymi ołowiu,a następnie oddziela się je ta nośnika, taarakteryzuje się tym, że st:op ołowiu zawierający metale szlachetne odlewa się w anody, które umieszcza się w eletarolicie fluorkkrzemianow;ml i poddaje się go procesowi elektrorafi2 2 nacji przy gęstaści anodowej prądu 2°°-600 A/m i gęstości tatodowej 130-300 A/m .
W począł:kowej fazie procesu stosuje się elektrolit zawierający w 1 drn 3°-80 g, tarzystnie 5° g ołowiu, 5°-15O g, tarzystnie Ί°° g kwasu f^οηΙΐΤζειηίθΜν/εβο i °,5-2,5 g tarasu fluorowodoΓOwegr, a w trakcie procesu eleictrorafinacji co 5~10 godzin d° elektrolitu dodaje się taas ftaoowwodorowy w ilości °,5-2,5 kg na 1 m elektrolitu. Uzyskany w proMaie szlam anodowy zawierający 8—2C£S wagowyoh rot^l-i szlachetnych przerabia się dalej znanymi metodami, a wytworzoną na tatodzie gątikę ołowianą zawraca się do pierwszej fazy procesu wykorzystając ją jako taletaor metali szlachetnych Sposób według wynalazku urnowiwił nieoczekiwanie uzyskanie tancentratu zawierającego 8-2<% wagowych metali szlachetnych, to jest tancentratu o zawartotai metali szlachetnych kilkakrotnie wyższej ta tancentratów uzyskiwanych dotychczasowymi metodami, przy równoczesnym odzysku na tatadzie metalicznego ołowiu. Bardzo dtaą zaletą rozwiązania jest fakt, żg zarówno w produkcie tatodowym jak i w elektrolicie nie stwierdza się obecności platynowcta, taóre w całości przechodzą do szlamu anodowego a sam proces zactadzi bez wydzielania sztadliwych substancji i nie stwarza zagrotania dla obsługi.
Sposta według wynalazku przedstawiono w poniższych przykładach.
przykład I. 1°° kg stopu o składzie: 81, pb, 7,ć%a Fe, 8,u2 Wi i 2,5% sumy metali szlachetnycli, uzyskanego znanym sposobem przez redutayjne topienie odpadów porafinacyjnych ze związkami ołowiu lub ołowiem metalicznym odlewu się w anody o łącznej powie4
159 674 rzchni 0,375 m . Anody umieszczone w workach tkaninowych poddaje się następnie elektrorafinacji w elektrolicie ftoookkreemiaooT^ o początkowej zawaatości ołowiu 50 g/dmm, kwasu fluoookreemianowego 90 g/dnr i 1 g/dms kwasu f^^<ko^^c^dok^(^wego. Proces prowadzi się przez 200 godzin stosując gęstość anodową 400 A/m 1 gęstość katodową 300 A/m . Co 10 h do wanny dodaje się 1 kg ffl?/mk elektrolitu w celu cofnięcia rozpadu fluorokrzemianów. W ^yiiku elektrorafinacji otrzymuje się 68 kg gąbki ołowiowej, oraz 18,5 kg szlimu anodowego zawierającego 13,5% ^ee^aii szlachetnych. Uzyskany szlim anodowy kieruje się do odzysku meali szlachetnych znanymi metodami hydromejalurgiczny^m., a gąbkę ołowiową zawraca się do pierwazej fazy procesu w charakterze kolektora me^ai szlachetnych.
Przykład II. 100 kg stopu o składzie wagowym: Pb = 91,4%, Ni = 5»Q%, Fe = 1,2% i 3,6% sumy mmeali szlachetnych, uzyskanego znanym sposobem przez redukcyjne topienie odpadów porafinacyjnych ze związkami ołowiu lub ołowiem meeali czny odlewa się w anody o łącz2 nej poTwerzchni 0,375 m . Anody umieszczone w workach tkaninowych poddaje się następnie elektrorafinacji w elektrolicie fluorkkreemianowy o początkowej zawaatości ołowiu 50 g/ dmm \ kne^u f5uorkrrjeJSianowego 90 g/dmS i. o ą/dmS kwasu fluooowotorowego. Proces prowadzi się przez 285 godzin stosujj jstoto anodaoą 200 A/ms i jstoto ka'todową 150 A/m . Co 10 h do wanny dodaje się 1 kg KP/ms dtotrdi-tu w celu cafniujii rozpadu fluorokrjemianóo.
W wyniku elektrorafinacji otrzymuje się 77 kg ołowiu katodowego oraz 18,7 kg szlimu anodowego zawierając ego 19,2% szlachetnych.
Claims (1)
- Spoaób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych nieroztwarzalnych w woi^zi.e królewskiej polegający na tym, że metale szlachetne kumuluje się w'metaliczny ołowiu,a następnie oddziela się je od nornika, znamienny tym, że stop ołowiu zawierający metale szlachetne odlewa aię w anody, które umieszcza się w elelctrolicie fluorkkrzemianowy i poddaje się go procesowi elektrorafinacji przy gęstości anodowej prądu 200-600 A/m i gęstości katodowej 130-300 A/m , a w początkowej fazie procesu stosuje się elektrolit zawierający w 1 dm3 30-80 g ołowiu, 50-150 g kwasu fluorokrzemianowego i °,5-2,5 g kwasu fluorowodorowego, natomiast w trakcie procesu elektrorafinacji co 5-10 godzin do elelctrolitu dodaje się kwas fluorowodorowy w ilości 0,5-2,5 kg na 1 rn3 elektrolitu, po czymi uzyskany szlam anodowy o zawarttoci 8-2<% wajwych metali szlachetnych przerabia się dalej znanymi metodami,a wytworzoną na tetodzie gąbkę ołowianą zawraca się jako kolektor metali szlachetnych do pierwszej fazy procesu.przedmiotem wynalazku jeat sposób otrzyiywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych nieroztwarzalnych w wodzie królewskiej.Jednym z główmych sposobów ftrzymywania i rafinacji metali szlachetnych jest ich roztwarzanie w wodzie królewskiej. W praktyce mimo zastosowania wielokrotrego łujwimia, w stałej pozosSMoścl stwierdza się obecność od 0,2-3% wagowych meaai szlachetnych, najczęściej rodu, palladu, platyny i złota, ^stępujących w postaci odpornych chemcznie połączeń, co nie pozwMa na dalszy ich odzysk widług znanych sposobów. Jak tykazdty badaiia krystalograficzne odpadów porafinacyjnych, głównym ich składnikiem są spinele typu /Fe, Mg/ /Cr, Fe/gO^, NiCrO^ oraz Fe20j i AlgOy Tego typu ma^r^^y tlenkowa są odporne na działanie truasów mineralnych i ich mieszmin, oraz alkaliów.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL27888489A PL159674B1 (pl) | 1989-04-13 | 1989-04-13 | Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych PL PL PL |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL27888489A PL159674B1 (pl) | 1989-04-13 | 1989-04-13 | Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych PL PL PL |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL159674B1 true PL159674B1 (pl) | 1992-12-31 |
Family
ID=20047013
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL27888489A PL159674B1 (pl) | 1989-04-13 | 1989-04-13 | Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych PL PL PL |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL159674B1 (pl) |
-
1989
- 1989-04-13 PL PL27888489A patent/PL159674B1/pl unknown
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Sum | The recovery of metals from electronic scrap | |
| CN101575715B (zh) | 一种从电子废弃物中提取有价金属的方法 | |
| US20120067169A1 (en) | Method for processing precious metal source materials | |
| JPH09511023A (ja) | 湿式精錬抽出方法 | |
| JP2001316736A (ja) | 銀の回収方法 | |
| CA1257970A (en) | Process to manufacture silver chloride | |
| EP3486337A1 (en) | Method for concentrating and recovering noble metals | |
| CN114790513A (zh) | 一种从废旧贵金属镀层材料中选择性浸出富集回收贵金属的工艺及浸出试剂 | |
| PL159674B1 (pl) | Sposób otrzymywania koncentratów metali szlachetnych z odpadów porafinacyjnych PL PL PL | |
| US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| JPH05247552A (ja) | 鉛電解アノードスライムの湿式処理による脱銅方法 | |
| KR102237348B1 (ko) | 염화동 용액을 사용한 전기분해에 의해 귀금속 함유 조금속으로부터 동 및 귀금속을 회수하는 방법 | |
| JPH10280059A (ja) | 貴金属合金からの金と銀の分離方法 | |
| US4895626A (en) | Process for refining and purifying gold | |
| US1996985A (en) | Process for parting residues, sweepings, and the like containing precious metals | |
| JP3753554B2 (ja) | 銀の回収方法 | |
| JP2003105456A (ja) | 銀の製造方法 | |
| EP0113580B1 (en) | Heavy metal separation from copper-bearing wastes | |
| CS232718B2 (en) | Method of silver or gold winning from ores and concentrates | |
| CA2017032C (en) | Hydrometallurgical silver refining | |
| JPS5952696B2 (ja) | 銅電解アノ−ドスライムから銅及びセレニウムを回収する方法 | |
| JPS6221851B2 (pl) | ||
| JPH10158752A (ja) | 銀の抽出回収方法 | |
| JP2017119623A (ja) | テルルの回収方法 | |
| JPS6158530B2 (pl) |