RU2013140479A - REFINING PLATINUM METAL CONCENTRATES - Google Patents

REFINING PLATINUM METAL CONCENTRATES Download PDF

Info

Publication number
RU2013140479A
RU2013140479A RU2013140479/02A RU2013140479A RU2013140479A RU 2013140479 A RU2013140479 A RU 2013140479A RU 2013140479/02 A RU2013140479/02 A RU 2013140479/02A RU 2013140479 A RU2013140479 A RU 2013140479A RU 2013140479 A RU2013140479 A RU 2013140479A
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
firing
temperature
carried out
slag
metals
Prior art date
Application number
RU2013140479/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Герт-Адриан БЕЗЕЙДЕНХАУТ
Якобус-Йоханнес ЭКСТЕН
Original Assignee
Вэстерн Плэтинум Лтд
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 Вэстерн Плэтинум Лтд filed Critical Вэстерн Плэтинум Лтд
Publication of RU2013140479A publication Critical patent/RU2013140479A/en

Links

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B22—CASTING; POWDER METALLURGY
    • B22F—WORKING METALLIC POWDER; MANUFACTURE OF ARTICLES FROM METALLIC POWDER; MAKING METALLIC POWDER; APPARATUS OR DEVICES SPECIALLY ADAPTED FOR METALLIC POWDER
    • B22F9/00—Making metallic powder or suspensions thereof
    • B22F9/02—Making metallic powder or suspensions thereof using physical processes
    • B22F9/06—Making metallic powder or suspensions thereof using physical processes starting from liquid material
    • B22F9/08—Making metallic powder or suspensions thereof using physical processes starting from liquid material by casting, e.g. through sieves or in water, by atomising or spraying
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02—Roasting processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
    • C22B11/021—Recovery of noble metals from waste materials
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Abstract

1. Способ, заключающийся в том, что обогащенный металлами платиновой группы (PG) остаток, в котором более 40 мас.% благородных металлов представляют собой металлы PG, а содержание цветных металлов составляет менее 10 мас.%,подвергают высокотемпературному обжигу, который включает обжиг в окислительных условиях, причем температура обжига составляет выше 500°C и ниже 1000°, при этом удаляют примеси, включая Se, Те, As, S, Bi, Os, и получают продукт обжига, ипродукт обжига плавят в присутствии флюса при температуре от 1300° до 1600°, при этом получают фазу шлака и фазу сплава, которые разделяют.2. Способ по п.1, где температура обжига составляет от 600°C до ниже 900°C.3. Способ по п.2, где температура обжига составляет от 700°C до 850°C.4. Способ по п.1, где на стадии обжига в окислительных условиях добавляют окислитель.5. Способ по п.4, где окислителем является воздух.6. Способ по п.5, где на 100 г остатка добавляют от 100 г до 150 г воздуха.7. Способ по п.6, где на 100 г остатка добавляют от 130 г до 150 г воздуха.8. Способ по п.1, где стадия обжига включает обжиг в восстанавливающих условиях, который проводят до или после обжига в окислительных условиях.9. Способ по п.8, где обжиг в восстанавливающих условиях проводят при температуре от 550°C до 650°C.10. Способ по п.9, где обжиг в восстанавливающих условиях проводят при температуре приблизительно 600°C.11. Способ по п.8, где на стадии обжига в восстанавливающих условиях добавляют восстановитель.12. Способ по п.11, где восстановителем является угольный или нефтяной кокс.13. Способ по п.1, где продукт обжига плавят при температуре от 1400°C до 1500°C.14. Способ по п.13, где плавку проводят в восстанавливающих условиях.15. Способ по п.14, где на стадии плав1. A method comprising that a residue enriched in platinum group (PG) metals, in which more than 40 wt% of noble metals are PG metals and a content of non-ferrous metals is less than 10 wt%, is subjected to high-temperature calcination, which includes calcining under oxidizing conditions, and the firing temperature is above 500 ° C and below 1000 °, while removing impurities, including Se, Te, As, S, Bi, Os, and obtaining a firing product, and the firing product is melted in the presence of flux at a temperature of 1300 ° to 1600 °, in this case a slag phase and an alloy phase are obtained, which are separated. 2. The method of claim 1, wherein the firing temperature is from 600 ° C to below 900 ° C. The method of claim 2, wherein the firing temperature is 700 ° C to 850 ° C. The method according to claim 1, wherein an oxidizing agent is added in the firing step under oxidizing conditions. The method of claim 4, wherein the oxidizing agent is air. The method according to claim 5, wherein 100 g to 150 g of air are added per 100 g of residue. The method of claim 6, wherein 130 g to 150 g of air are added per 100 g of residue. The method according to claim 1, wherein the firing step comprises firing under reducing conditions, which is carried out before or after firing under oxidizing conditions. The method of claim 8, wherein reducing firing is carried out at a temperature between 550 ° C and 650 ° C. The method of claim 9, wherein reducing firing is performed at a temperature of about 600 ° C. The method of claim 8, wherein a reducing agent is added during the firing step under reducing conditions. The method of claim 11, wherein the reducing agent is coal or petroleum coke. The method of claim 1, wherein the calcined product is melted at a temperature of 1400 ° C to 1500 ° C. The method of claim 13, wherein the melting is carried out under reducing conditions. The method according to claim 14, where at the stage of melting

Claims (31)

1. Способ, заключающийся в том, что обогащенный металлами платиновой группы (PG) остаток, в котором более 40 мас.% благородных металлов представляют собой металлы PG, а содержание цветных металлов составляет менее 10 мас.%,1. The method consists in the fact that the residue enriched with metals of the platinum group (PG), in which more than 40 wt.% Noble metals are PG metals, and the content of non-ferrous metals is less than 10 wt.%, подвергают высокотемпературному обжигу, который включает обжиг в окислительных условиях, причем температура обжига составляет выше 500°C и ниже 1000°, при этом удаляют примеси, включая Se, Те, As, S, Bi, Os, и получают продукт обжига, иsubjected to high-temperature firing, which includes firing under oxidizing conditions, and the firing temperature is above 500 ° C and below 1000 °, while removing impurities, including Se, Te, As, S, Bi, Os, and get the product of firing, and продукт обжига плавят в присутствии флюса при температуре от 1300° до 1600°, при этом получают фазу шлака и фазу сплава, которые разделяют.the calcined product is melted in the presence of a flux at a temperature of 1300 ° to 1600 °, and a slag phase and an alloy phase are obtained, which are separated. 2. Способ по п.1, где температура обжига составляет от 600°C до ниже 900°C.2. The method according to claim 1, where the firing temperature is from 600 ° C to below 900 ° C. 3. Способ по п.2, где температура обжига составляет от 700°C до 850°C.3. The method according to claim 2, where the firing temperature is from 700 ° C to 850 ° C. 4. Способ по п.1, где на стадии обжига в окислительных условиях добавляют окислитель.4. The method according to claim 1, where at the stage of firing under oxidizing conditions, an oxidizing agent is added. 5. Способ по п.4, где окислителем является воздух.5. The method according to claim 4, where the oxidizing agent is air. 6. Способ по п.5, где на 100 г остатка добавляют от 100 г до 150 г воздуха.6. The method according to claim 5, where from 100 g to 150 g of air are added per 100 g of residue. 7. Способ по п.6, где на 100 г остатка добавляют от 130 г до 150 г воздуха.7. The method according to claim 6, where from 100 g to 150 g of air are added per 100 g of residue. 8. Способ по п.1, где стадия обжига включает обжиг в восстанавливающих условиях, который проводят до или после обжига в окислительных условиях.8. The method according to claim 1, where the stage of firing includes firing under reducing conditions, which is carried out before or after firing under oxidizing conditions. 9. Способ по п.8, где обжиг в восстанавливающих условиях проводят при температуре от 550°C до 650°C.9. The method of claim 8, where the firing under reducing conditions is carried out at a temperature of from 550 ° C to 650 ° C. 10. Способ по п.9, где обжиг в восстанавливающих условиях проводят при температуре приблизительно 600°C.10. The method according to claim 9, where the firing under reducing conditions is carried out at a temperature of approximately 600 ° C. 11. Способ по п.8, где на стадии обжига в восстанавливающих условиях добавляют восстановитель.11. The method of claim 8, where at the stage of firing under reducing conditions, a reducing agent is added. 12. Способ по п.11, где восстановителем является угольный или нефтяной кокс.12. The method according to claim 11, where the reducing agent is coal or petroleum coke. 13. Способ по п.1, где продукт обжига плавят при температуре от 1400°C до 1500°C.13. The method according to claim 1, where the firing product is melted at a temperature of from 1400 ° C to 1500 ° C. 14. Способ по п.13, где плавку проводят в восстанавливающих условиях.14. The method according to item 13, where the melting is carried out in reducing conditions. 15. Способ по п.14, где на стадии плавки добавляют восстановитель.15. The method according to 14, where at the melting stage add a reducing agent. 16. Способ по п.15, где восстановителем является углевод.16. The method according to clause 15, where the reducing agent is a carbohydrate. 17. Способ по п.16, где восстановителем является мука.17. The method according to clause 16, where the reducing agent is flour. 18. Способ по п.17, где на 100 г материала сырья добавляют от 5 г до 15 г муки.18. The method according to 17, where from 100 g of raw material add from 5 g to 15 g of flour. 19. Способ по п.1, где шлаком является синтетический шлак.19. The method according to claim 1, where the slag is synthetic slag. 20. Способ по п.1, где флюсом является флюс на основе оксида Са или Mg, силиката, алюмината, оксида щелочного металла.20. The method according to claim 1, where the flux is a flux based on Ca or Mg oxide, silicate, aluminate, alkali metal oxide. 21. Способ по п.20, где флюсом является флюс СаО-SiO2-Al2O3-Na2O.21. The method according to claim 20, where the flux is a flux of CaO-SiO 2 -Al 2 O 3 -Na 2 O. 22. Способ по п.21, где флюс содержит 10-40 мас.% SiO2, 5-15 мас.% Al2O3, 30-50 мас.% СаО и 15-25 мас.% Na2O.22. The method according to item 21, where the flux contains 10-40 wt.% SiO 2 , 5-15 wt.% Al 2 O 3 , 30-50 wt.% CaO and 15-25 wt.% Na 2 O. 23. Способ по п.1, где шлак добавляют в количестве от 20 г до 100 г шлака на 100 г сырья - продукта обжига.23. The method according to claim 1, where the slag is added in an amount of from 20 g to 100 g of slag per 100 g of raw material - the product of firing. 24. Способ по п.23, где шлак добавляют в количестве приблизительно 50 г шлака на 100 г сырья - продукта обжига.24. The method according to item 23, where the slag is added in an amount of approximately 50 g of slag per 100 g of raw material - firing product. 25. Способ по п.1, где плавку проводят без добавления коллектора.25. The method according to claim 1, where the melting is carried out without adding a collector. 26. Способ по п.1, где для осуществления плавки в графитовом металлоприемнике с керамической футеровкой используют индукционный режим.26. The method according to claim 1, where for the implementation of melting in a graphite metal receiver with ceramic lining using an induction mode. 27. Способ по п.1, где плавку проводят в три стадии:27. The method according to claim 1, where the melting is carried out in three stages: 1) стадия плавки в восстанавливающих условиях,1) the stage of melting in reducing conditions, 2) снижение давления, предпочтительно снижение абсолютного давления в течение периода времени от 10 мин до 30 мин, при этом удаляют Pb, Те и/или другие тяжелые металлы, и/или2) a decrease in pressure, preferably a decrease in absolute pressure over a period of time from 10 minutes to 30 minutes, while Pb, Te and / or other heavy metals, and / or 3) добавление окислителя, такого как K2NO3, Na2O2, газообразный О2, воздух, NaNO3 или MnO2, предпочтительно NaNO3, при этом обеспечивается эффективное распределение примесей, таких как Fe и Ni в фазу шлака.3) the addition of an oxidizing agent, such as K 2 NO 3 , Na 2 O 2 , gaseous O 2 , air, NaNO 3 or MnO 2 , preferably NaNO 3 , while ensuring efficient distribution of impurities such as Fe and Ni into the slag phase. 28. Способ по п.27, где абсолютное давление снижают до менее 0,5 атм.28. The method according to item 27, where the absolute pressure is reduced to less than 0.5 ATM. 29. Способ по п.28, где абсолютное давление снижают до приблизительно 0,1 атм.29. The method according to p, where the absolute pressure is reduced to approximately 0.1 ATM. 30. Способ, заключающийся в том, что сплав, являющийся продуктом процесса, описанного в п.1, плавят и распыляют с использованием способа распыления газом или жидкостью, при этом получают тонкодисперсные частицы сплава, которые можно растворять в воде и обрабатывать гидрометаллургическим способом рафинирования благородных металлов (PMR).30. The method, which consists in the fact that the alloy, which is the product of the process described in claim 1, is melted and sprayed using a gas or liquid spraying method, and fine particles of the alloy are obtained, which can be dissolved in water and processed by a hydrometallurgical method of refining noble metals (PMR). 31. Способ по п.1, который проводят:31. The method according to claim 1, which is carried out: после процесса медленного охлаждения,after a slow cooling process, в ходе процесса извлечения цветных металлов (BMR), илиduring the process of extraction of non-ferrous metals (BMR), or между процессом BMR и процессом PMR. between the BMR process and the PMR process.
RU2013140479/02A 2011-02-03 2012-02-02 REFINING PLATINUM METAL CONCENTRATES RU2013140479A (en)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
ZA2011/00894 2011-02-03
ZA201100894 2011-02-03
PCT/IB2012/050485 WO2012104806A1 (en) 2011-02-03 2012-02-02 Refining of platinum group metals concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2013140479A true RU2013140479A (en) 2015-03-10

Family

ID=45768262

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2013140479/02A RU2013140479A (en) 2011-02-03 2012-02-02 REFINING PLATINUM METAL CONCENTRATES

Country Status (10)

Country Link
US (1) US20140026713A1 (en)
EP (1) EP2670871A1 (en)
JP (1) JP2014507564A (en)
KR (1) KR20140021552A (en)
CN (1) CN103492592A (en)
AU (1) AU2012213020A1 (en)
CA (1) CA2825996A1 (en)
RU (1) RU2013140479A (en)
WO (1) WO2012104806A1 (en)
ZA (1) ZA201305743B (en)

Families Citing this family (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
IN2014KN01462A (en) 2011-12-15 2015-10-23 Advanced Tech Materials
GB2513154B (en) * 2013-04-17 2015-10-28 Tetronics International Ltd Precious Metal Recovery
WO2015030243A1 (en) * 2013-09-02 2015-03-05 田中貴金属工業株式会社 Composition for recovering ruthenium and iridium and method for recovering ruthenium and iridium
FI127945B (en) 2014-11-10 2019-05-31 Outotec Finland Oy Treatment of complex sulfide concentrate
CN104438287B (en) * 2014-11-17 2016-09-14 北京赛科康仑环保科技有限公司 The recycling processing method of a kind of arsenic sulfide waste residue and device thereof
KR102239861B1 (en) 2014-11-26 2021-04-13 삼성디스플레이 주식회사 Display device including touch sensor and driving method thereof
EP3180454B1 (en) * 2015-06-30 2018-06-06 Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG Process for the production of a pgm-enriched alloy
US10323302B2 (en) * 2016-11-18 2019-06-18 Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG Process for the production of a PGM-enriched alloy
JP7293634B2 (en) 2018-12-18 2023-06-20 住友金属鉱山株式会社 Method for smelting oxide ore
JP7269754B2 (en) * 2019-02-19 2023-05-09 Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 How to recover precious metals
US10435767B2 (en) 2019-04-29 2019-10-08 Techemet, LP Low-flux converting process for PGM collector alloy
US10472700B1 (en) 2019-04-29 2019-11-12 Techemet, LP Converting process with partial pre-oxidation of PGM collector alloy
JP7331744B2 (en) 2020-03-13 2023-08-23 三菱マテリアル株式会社 Method for leaching sparingly soluble platinum group elements
CN115386739A (en) * 2022-09-02 2022-11-25 昆明理工大学 Method for directly extracting sulfide and enriching noble metal from matte
CN115612859B (en) * 2022-10-28 2024-02-09 安徽工业大学 Method for trapping platinum group metals in waste catalyst by bismuth

Family Cites Families (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2609272A (en) * 1946-12-09 1952-09-02 Guaranty Invest Corp Ltd Process for the treatment of matte to recover metallic salts
ZA752093B (en) * 1975-04-03 1976-03-31 Swarsab Mining The separation and/or purification of precious metals
US4092152A (en) * 1975-05-12 1978-05-30 The International Nickel Company, Inc. Volatilization of impurities from smelter reverts
US4356030A (en) * 1981-03-03 1982-10-26 World Resources Company Safe disposal of metal values in slag
AU3724299A (en) * 1998-05-19 1999-12-06 Keith Stuart Liddell Hydrometallurgical treatment process for extraction of platinum group metals obviating the matte smelting process
US6699302B1 (en) * 1999-02-26 2004-03-02 Mintek Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and electrically stabilized open-arc furnace smelt reduction
DE60006617T2 (en) * 1999-07-27 2004-09-30 Anglo American Platinum Corp. Ltd. Refining mineral concentrates containing precious metals by chlorination
US6461400B1 (en) * 2000-04-12 2002-10-08 Art J. Parker Process for extracting quantities of precious metals
CN1328398C (en) * 2004-06-26 2007-07-25 昆明贵金属研究所 Method for extracting platinum-palladium and base metal from platinum metal sulphide ore
CA2699517A1 (en) * 2007-09-14 2009-03-19 Barrick Gold Corporation Process for recovering platinum group metals using reductants
GB2494599B (en) * 2010-06-22 2013-12-25 Anglo Platinum Man Services Pty Ltd Upgrading of precious metals concentrates and residues

Also Published As

Publication number Publication date
US20140026713A1 (en) 2014-01-30
KR20140021552A (en) 2014-02-20
CN103492592A (en) 2014-01-01
CA2825996A1 (en) 2012-08-09
AU2012213020A1 (en) 2013-08-22
JP2014507564A (en) 2014-03-27
ZA201305743B (en) 2014-10-29
EP2670871A1 (en) 2013-12-11
WO2012104806A1 (en) 2012-08-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2013140479A (en) REFINING PLATINUM METAL CONCENTRATES
US10047413B2 (en) Method for smelting magnesium quickly and continuously
CN108658483B (en) Method for preparing auxiliary cementing material by reducing and recycling iron and secondary slag through steel slag
CN101787407B (en) Method for reducing and extracting copper smelting waste slag through microwave carbon heating
CN102851425A (en) Method for high-efficiency separation and comprehensive utilization of iron, aluminum and sodium in high-iron red mud
CN101418389B (en) Method for directly reducing grain nickel iron in rotary kiln by using laterite nickle mine
CN103555933B (en) A kind of method extracting molybdenum and nickel and enriching noble metals from nickel-molybdenum ore
CN112111660B (en) Method for enriching lithium from lithium ore and preparing ferro-silicon alloy and recycling aluminum oxide
CN104498734A (en) Titanium recovery treatment method for titanium-bearing blast furnace slag based on vacuum carbothermal reduction
CN109457114B (en) Method for preparing titanium, silicon and titanium-silicon alloy by using titanium-containing slag
WO2022237705A1 (en) Impurity removal method for silicate solid waste and use thereof
CN113564363B (en) Method for enriching and recovering chromium resource by synergistic utilization of chromium-containing sludge and chromium-containing waste residue
CN104946840A (en) Method for preparing direct reduction iron and gelation materials through iron-contained nonferrous metallurgical slag
CN102586534B (en) Method for extracting iron by utilizing nickel slag and preparing fibers
CN101450843B (en) Iron and aluminum complex ore comprehensive utilization method
CN102559996A (en) New silicon-aluminum-barium-calcium multicomponent deoxidation alloy for steelmaking and preparation technology thereof
Trushko et al. Reducing the environmental impact of blast furnaces by means of red mud from alumina production
KR102380361B1 (en) Steel dust treatment method, zinc production method, steel raw material production method, and steel raw material
CN110756759A (en) Method for centrifugally casting composite steel pipe by using steel slag and composite steel pipe
CN113105131B (en) Method for purifying ash by comprehensively utilizing calcium carbide
CN104152694A (en) Calcium-magnesium-titanium method for producing high ferrotitanium alloy
CN108893572A (en) A kind of method of valuable constituent element comprehensive reutilization in paigeite
CN115369260A (en) Method for producing high-grade zinc oxide product from low-grade zinc oxide ore and product thereof
CN103725878A (en) Method for comprehensively utilizing residual tailings after extracting precious metals from acid pickling sludge
CN114015873A (en) Method for preparing manganese-silicon alloy from lithium ore and enriching lithium

Legal Events

Date Code Title Description
FA92 Acknowledgement of application withdrawn (lack of supplementary materials submitted)

Effective date: 20160704