RU2031189C1 - Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии - Google Patents

Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии Download PDF

Info

Publication number
RU2031189C1
RU2031189C1 SU5050693A RU2031189C1 RU 2031189 C1 RU2031189 C1 RU 2031189C1 SU 5050693 A SU5050693 A SU 5050693A RU 2031189 C1 RU2031189 C1 RU 2031189C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
leaching
suspension
waste
ores
hydrometallurgy
Prior art date
Application number
Other languages
English (en)
Inventor
Лорис Петрович Шульгин
Елена Арсеньевна Петрова
Виктор Иванович Башин
Александр Александрович Самахов
Товак-оол Хертекович Санданчап
Original Assignee
Лорис Петрович Шульгин
Елена Арсеньевна Петрова
Виктор Иванович Башин
Александр Александрович Самахов
Товак-оол Хертекович Санданчап
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 Лорис Петрович Шульгин, Елена Арсеньевна Петрова, Виктор Иванович Башин, Александр Александрович Самахов, Товак-оол Хертекович Санданчап filed Critical Лорис Петрович Шульгин
Priority to SU5050693 priority Critical patent/RU2031189C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2031189C1 publication Critical patent/RU2031189C1/ru

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Использование: в металлургической промышленности для получения благородных металлов. Сущность: для повышения степени извлечения благородных металлов используют сорбент, помещенный либо в тканевых мешочках, либо в патроне, проводят выщелачивание и сорбцию одновременно при температуре не выше 50°С и плотности тока при выщелачивании на графитовых или стальных электродах 10-50 A/дм2. 1 з.п.ф-лы.

Description

Изобретение относится к большой и трудоемкой области гидрометаллургии - добыче благородных металлов из россыпей, руд и побочных материалов, получаемых при производстве меди, никеля, свинца и др. металлов.
Известны способы электрохимического выщелачивания рудных материалов в кислых, щелочных, а также в цианидных растворах с применением постоянного тока (в потенциостатическом режиме) или пульсирующего тока для электролитического рафинирования золота, серебра.
Однако имеются сведения о применении переменного тока для обработки суспензий с различными технологическими задачами, в частности для извлечения никеля и меди из бедных руд или для перевода аморфного осадка селена в кристаллический.
Наиболее близким к заявляемому способу по составу сырьевого материала и методу его разложения является способ электрохимического выщелачивания серебра из арсенопиритной руды. Недостатками этого способа являются невысокая степень извлечения серебра в солянокислые растворы (22-57%) и вредные условия труда. Последнее обстоятельство обусловлено тем, что на аноде при указанных значениях потенциалов из растворов, содержащих 1,5-6,0 М HCI, неизбежно выделение хлора. Это в производственном масштабе осложняется необходимостью изоляции анодного пространства с улавливанием газовой фазы. Кроме того серебро не сорбируется количественно из растворов названного состава на специально применяемых избирательных сорбентах, например на тиосорбе Т-3.
Целью изобретения является повышение степени извлечения благородных металлов с исключением выделения вредных газов и вредных растворов.
Поставленная цель достигается применением переменного симметричного тока с синусоидальным изменением напряжения для электрохимического выщелачивания благородных металлов при плотности тока 10-50 А/дм2.
В качестве погружных электродов используются графитовые стержни или стальные пластины.
Предпочтительно совмещение операций электрохимического выщелачивания и сорбции или циркуляционная прокачка суспензии через объем с сорбентом при температуре раствора не выше 50оС.
Таким образом, предлагаемый способ в отличие от известного характеризуется новой совокупностью существенных отличий.
Предложенная совокупность отличительных признаков позволяет существенно повысить извлечение благородных металлов, при этом исключается выделение вредных газов, отпадает необходимость в использовании традиционных, опасных для человека цианистых растворов (в случае золота).
Способ осуществляется следующим образом.
Берут шламы, например, после переработки руды на комбинате "Тувакобальт", содержащие серебро, готовят суспензию. В суспензию помещают графитовые стержни (уголь марки ЭГ-0) или стальные пластины (нелегированная сталь). Питание электродов осуществляется от сети промышленного переменного тока через понижающий трансформер с регулировкой напряжения. Пределы, при которых эффективно реализуется предлагаемый способ, составляют 10-50 А/дм2. Нижний предел обусловлен тем, что при меньших плотностях тока <10 А/дм2 снижается эффективность действия переменного тока на процесс перевода серебра из сырьевого материала в раствор. Верхний предел обусловлен началом разрушения стальных электродов с выходом по току 2-3% и появлением газовыделения. Идеальными следует считать графитовые электроды, видимого разрушения которых не происходит даже при плотности переменного тока 80-100 А/дм2, частоте 50 Гц.
Величина напряжения тока на ванне не является строго регламентируемой величиной, она определяется сопротивлением электролита, площадью и расположением электродов. В наших условиях значение напряжения варьировалось от 6 до 24 В.
В ходе электрохимического выщелачивания с погружными электродами наблюдается разогрев пульпы за счет пропускания через нее переменного тока. Повышение температуры во всех испытаниях случаях способствует переводу компонентов из твердой фазы в жидкую однако дееспособность вводимых в суспензию сорбентов теряется при температуре выше 50оС. Поэтому возникает необходимость введения этого предела температур и предусмотрение возможности принудительного охлаждения пульпы при высоких объемных плотностях проходящего тока.
Для осаждения благородных металлов из растворов применяются специфически избирательные сорбенты на органической или "инертной" основе. Обычно экстракция металлов соpбентами из растворов осуществляется по принципу агитации сорбента в чистом отфильтрованном растворе либо пропусканием раствора через сорбционные колонны, заполненные сорбентом, по принципу противотока.
В предлагаемом способе операции выщелачивания и сорбции осуществляются в одном аппарате. Это обеспечивается погружением сорбента в тканевых защитных мешочках непосредственно в суспензию с исходным сырьем. Возможность такого совмещения создается благодаря тому, что эффективное действие переменного тока, способствуя переводу в растворы благородных металлов из руд, позволяет пользоваться составами растворов, удобными для сорбции. Такие составы растворов в обычных условиях, без тока, непригодны в технологическом отношении, так как не обеспечивают необходимой степени извлечения металлов. По этой же причине нет необходимости использовать, например, сильнокислые среды до 6М HCI, как в прототипе, или применять опасные для здоровья в производственных условиях цианитокислые растворы (в случае золота).
Помимо введения сорбентов в реакционную зону посредством погружения их в тканевых мешочках можно проводить сорбцию благородных металлов прокачкой раствора через фильтр-патрон в процессе электрохимического выщелачивания пульпы. Этот метод был проверен нами в ряде опытов. Фильтр-патрон представлял собой заборную трубку, закрытую фильтротканью с обеих сторон и заполненную сорбентом. Эту трубку погружали в суспензию и через нее отсасывали раствор вакуум-насосом в промежуточную емкость с последующим непрерывным возвратом его в аппарат-выщелачиватель.
Помимо технических преимуществ и сокращения затрат труда совмещение операций выщелачивания и сорбции в одном аппарате дает и чисто технологический выигрыш. Ввиду того, что раствор непрерывно обедняется целевым металлом вследствие его осаждения на сорбенте, процесс химического растворения благородных элементов сдвигается в сторону извлечения из исходного сырья. В конечном итоге это приводит к повышению общего выхода металлов в конечный продукт.
Таким образом, заявляемый способ отличается от известного формой электрического тока (переменный вместо постоянного) и возможностью совмещения основных операций в одном аппарате.
Применение переменного тока позволяет обходиться без выпрямительных устройств, устраняет проблему выбора нереагируемых ("нерастворимых") анодов, столь остро еще стоящую в случае постоянного тока и обеспечивает высокое извлечение в раствор ценных благородных металлов из бедных сырьевых материалов. Попутно выяснился и ряд технических преимуществ процесса на переменном токе - отсутствие электрохимически получаемой газовой фазы, возможность выбора солевого состава растворов, обеспечивающих безопасные условия труда, широкие пределы варьирования параметров тока и др.
П р и м е р 1. В 500 мл раствора, содержащего 46 г/л бикарбоната аммония (NH4HCO3) и 239 г/л NH4OH, загружено 100 г отходов (шламы после переработки руды на комбинате "Тувакобальт") с содержанием Ag 23,8 г/т. В суспензию помещены графитовые электроды, соединенные с источником переменного тока промышленной частоты. Плотность тока на электродах 0,2 A/см2, напряжение 18 В. Вся система интенсивно перемешивалась механической мешалкой. Температура раствора в начале процесса 18оС, в конце 48оС. Выщелачивание осуществлялось в течение 4 ч. После окончания процесса пульпа отфильтрована, осадок высушен, масса остатки 90,5 г, содержание Ag в нем 8,5 г/т. Извлечение серебра в раствор составило 68%.
"Холостой" опыт.
Тот же процесс осуществлен в условиях без включения переменного тока. Получен осадок от выщелачивания массой 89,5 г с содержанием Ag 24,9 г/т. Извлечение серебра составило всего 6,4%.
П р и м е р 2. В 500 мл аммиачно-карбонатного раствора указанного состава (пример 1) загружено 122 г аналогичных отходов, содержащих 22 г/т серебра. Электроды изготовлены из листового железа. Плотность переменного тока на них 0,4 А/см2, напряжение 16,5 В. Электродные пластины помещены в водонепроницаемые тканевые мешочки, в которые загружено по 7 г гранулированного тиосорба Т-3 в виде пасты. Процесс электрохимического выщелачивания с одновременной сорбцией серебра продолжался в течение 3 ч 40 мин. После чего остаток шлама отфильтрован и высушен, масса сухого 109,5 г. Содержание Ag в нем 7,8 г/т. Извлечение серебра из отходов составило 70%. На сорбенте было обнаружено 44,7% серебра от количества его в исходной загрузке.
П р и м е р 3. 30 г отходов (после переработки арсенопиритной руды на предприятии "Якуталмаззолото") с содержанием Au 0,002% поместили в раствор хлорида натрия (50 г/л NaCl). Через суспензию пропускали переменный ток в течение 3 ч с помощью стальных электродов при плотности тока 30 А/дм2. Напряжение на электродах равнялось 15 В, температура суспензии в конце 25оС. Масса выщелоченного остатка 7,1 г, содержание золота 0,0016%. Извлечено в раствор 81,3% Au.
Из приведенных примеров следует, что предлагаемое решение может успешно использоваться в промышленности для извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии.

Claims (2)

1. СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РУД, ОТХОДОВ И ПОБОЧНЫХ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ И ГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ, включающий обработку исходного материала выщелачиванием кислыми или солевыми растворами с получением суспензии и последующее выщелачивание при обработке суспензии переменным током при погружении электродов в суспензию в присутствии реагента, отличающийся тем, что в качестве реагента используют сорбент, помещенный либо в тканевых мешочках, либо в патроне, проводят выщелачивание и сорбцию одновременно и ведут процесс при температуре не выше 50oС и плотности тока при выщелачивании на графитовых или стальных электродах 10 - 50 А/дм2.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при использовании сорбентов в патроне сорбцию проводят при циркуляционной прокачке суспензии через патрон.
SU5050693 1992-07-02 1992-07-02 Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии RU2031189C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5050693 RU2031189C1 (ru) 1992-07-02 1992-07-02 Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5050693 RU2031189C1 (ru) 1992-07-02 1992-07-02 Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2031189C1 true RU2031189C1 (ru) 1995-03-20

Family

ID=21608522

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5050693 RU2031189C1 (ru) 1992-07-02 1992-07-02 Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2031189C1 (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2016171580A1 (ru) * 2015-04-23 2016-10-27 Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" Электрод алюминиевого электролизера (варианты)
RU2799942C1 (ru) * 2022-12-06 2023-07-14 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Уральский государственный горный университет" Способ извлечения золота из золотосодержащего сырья

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Процесс электрохимического извлечения благородных металлов из руд. - РЖ "Химия", 1979 г. 19Л354П. *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2016171580A1 (ru) * 2015-04-23 2016-10-27 Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" Электрод алюминиевого электролизера (варианты)
CN107429414A (zh) * 2015-04-23 2017-12-01 俄铝工程技术中心有限责任公司 铝电解槽电极(变体)
RU2660448C2 (ru) * 2015-04-23 2018-07-06 Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" Электрод алюминиевого электролизера (варианты)
US11339490B2 (en) 2015-04-23 2022-05-24 United Company RUSAL Engineering and Technology Centre LLC Aluminum electrolyzer electrode (variants)
RU2799942C1 (ru) * 2022-12-06 2023-07-14 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Уральский государственный горный университет" Способ извлечения золота из золотосодержащего сырья

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU587494B2 (en) Leaching precious metals using n-halonydanton
US3772003A (en) Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore
Dönmez et al. A study on recovery of gold from decopperized anode slime
US4139432A (en) Process for electrochemically recovering precious metals from ores
EP0253783A1 (en) Process for refining gold and apparatus employed therefor
JPS59501370A (ja) 鉱石および精鉱からの銀および金の回収
JP3427879B2 (ja) 含銅塩化ニッケル溶液からの銅の除去方法
US4904358A (en) Gold and silver recovery processes by electrolytic generation of active bromine
RU2031189C1 (ru) Способ извлечения благородных металлов из руд, отходов и побочных продуктов обогащения и гидрометаллургии
PL111879B1 (en) Method of recovery of copper from diluted acid solutions
Paul et al. A novel process for recycling tungsten carbide scrap
RU2510669C2 (ru) Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья
US3737381A (en) Apparatus for treating copper ores
JPS5836654B2 (ja) 硫化鉛を含む材料から鉛を製出する方法
CN1088266A (zh) 从硫化物铜矿中浸提回收铜、银、金、铅、铁、硫的方法及设备
JP4169367B2 (ja) 電気化学システム
CA2017032C (en) Hydrometallurgical silver refining
RU2245378C1 (ru) Способ выщелачивания полиметаллического сырья и устройство для его осуществления
US3778360A (en) Process for the electrolytic recovery of copper from its ores
Lindstrom et al. Extraction of molybdenum and rhenium from concentrates by electrooxidation
JPS646255B2 (ru)
KR20070071174A (ko) 전해생성된 염소 또는 염소화합물을 이용한 전해침출장치
RU2176279C1 (ru) Способ переработки вторичного золотосодержащего сырья в чистое золото (варианты)
RU2062803C1 (ru) Способ переработки висмутсодержащих концентратов
RU2120915C1 (ru) Способ переработки калийных руд в хлорид калия галургическим методом