RU2094504C1 - Method of lead alloy concentration by noble metals - Google Patents

Method of lead alloy concentration by noble metals Download PDF

Info

Publication number
RU2094504C1
RU2094504C1 RU95103323A RU95103323A RU2094504C1 RU 2094504 C1 RU2094504 C1 RU 2094504C1 RU 95103323 A RU95103323 A RU 95103323A RU 95103323 A RU95103323 A RU 95103323A RU 2094504 C1 RU2094504 C1 RU 2094504C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
lead
alloy
melt
noble metals
experiment
Prior art date
Application number
RU95103323A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU95103323A (en
Inventor
Владимир Семенович Чекушин
Михаил Юрьевич Даннекер
Наталья Васильевна Олейникова
Владимир Анатольевич Апарин
Original Assignee
Владимир Семенович Чекушин
Михаил Юрьевич Даннекер
Наталья Васильевна Олейникова
Владимир Анатольевич Апарин
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 Владимир Семенович Чекушин, Михаил Юрьевич Даннекер, Наталья Васильевна Олейникова, Владимир Анатольевич Апарин filed Critical Владимир Семенович Чекушин
Priority to RU95103323A priority Critical patent/RU2094504C1/en
Publication of RU95103323A publication Critical patent/RU95103323A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2094504C1 publication Critical patent/RU2094504C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy. SUBSTANCE: invention relates to processing alloys of noble metals with lead (crude lead). Concentration is carried out by oxidation of lead alloy with air oxygen. Lead oxides and contaminants were obtained by covering addition - sodium hydroxide melt on the surface of metallized phase and system stirring at 600-700 C. EFFECT: improved method of alloy processing. 2 cl, 3 tbl

Description

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к переработке их сплавов со свинцом (веркблеев). The invention relates to the metallurgy of precious metals, in particular to the processing of their alloys with lead (Werkbley).

Известен способ обогащения по благородным металлам свинцового сплава дробной кристаллизацией, основанной на использовании свойств систем Pb Au и Pb Ag. При охлаждении сплава, содержащего менее 1 2% серебра, по линии ликвидуса происходит кристаллизация чистого свинца. Серебро при этом остается в маточном расплаве. Процесс проводят в узком температурном интервале (324-304oC) (Смирнов М. П. Рафинирование свинца и переработка полупродуктов. М. Металлургия, 1977, с.141).A known method of enrichment for precious metals of lead alloy fractional crystallization based on the use of the properties of Pb Au and Pb Ag systems. When cooling an alloy containing less than 1 2% silver, crystallization of pure lead occurs along the liquidus line. Silver remains in the uterine melt. The process is carried out in a narrow temperature range (324-304 o C) (Smirnov M.P. Refining of lead and processing of intermediate products. M. Metallurgy, 1977, p.141).

Способ имеет следующие недостатки:
необходимость многократной перекристаллизации для глубокого отделения благородных металлов в виде маточного расплава;
низкое извлечение серебра (и золота) из исходного сплава;
низкая концентрация серебра (и золота) в продукте обогащения маточном сплаве, не превышающая 2-5%
Способ, наиболее близкой к предлагаемому, основан на окислительной плавке свинцового сплава, в частности свинца и присутствующих примесей (Zn, Cd, As, Sb, Se, Te и др.) с получением на первой стадии 60-65%-ного сплава по благородным металлам. Он базируется на разливочном сродстве к кислороду благородных и цветных металлов. Процесс основан на прямом взаимодействии кислорода воздуха со свинцом и примесями сопутствующих элементов с образованием на поверхности металлизированной фазы расплава оксидов, удаляемых с последней непрерывно или периодически. Благородные металлы концентрируются в металлическом свинце, масса которого в конце операции составляет 25-30% от массы сплава.
The method has the following disadvantages:
the need for multiple recrystallization for deep separation of precious metals in the form of a masterbatch;
low recovery of silver (and gold) from the original alloy;
low concentration of silver (and gold) in the enrichment product of the mother alloy, not exceeding 2-5%
The method closest to the proposed one is based on the oxidative smelting of a lead alloy, in particular lead and impurities present (Zn, Cd, As, Sb, Se, Te, etc.) to obtain, at the first stage, a 60-65% noble alloy metals. It is based on the bottling affinity for noble and non-ferrous metals for oxygen. The process is based on direct interaction of atmospheric oxygen with lead and impurities of associated elements with the formation of oxides on the surface of the metallized phase of the melt, which are removed continuously or periodically from the latter. Noble metals are concentrated in metallic lead, the mass of which at the end of the operation is 25-30% of the mass of the alloy.

Купелирование ведут при температуре 900-950oC, вдувая на поверхность металлического расплава воздух, обогащенный кислородом (до 28% по О). На второй стадии купелирования уже при температуре 1000-1100oC получают серебряно-золотой сплав металл Доре [там же, стр. 169-173]
К недостаткам способа следует отнести
применение воздушно-кислородного дутья;
механические потери благородных металлов и свинца с образующимся глетом достигают 1-3 кг/т, (например, по серебру);
пылегазовыделение экологически опасных веществ PbO, As2O3, SeO и других из-за вдувания на поверхность расплава воздуха;
локальное окисление металлизированной фазы происходит на поверхности факела воздушного потока, так как периферийные поверхности покрыты расплавом глета.
Cupellation is carried out at a temperature of 900-950 o C, blowing oxygen enriched air (up to 28% O) on the surface of the metal melt. In the second stage of cupellation, already at a temperature of 1000-1100 o C get silver-gold alloy metal Dore [ibid, p. 169-173]
The disadvantages of the method include
the use of air-oxygen blast;
mechanical losses of noble metals and lead with formed litharge reach 1-3 kg / t, (for example, for silver);
dust and gas emission of environmentally hazardous substances PbO, As 2 O 3 , SeO and others due to injection of air onto the surface of the melt;
local oxidation of the metallized phase occurs on the surface of the plume of the air flow, since the peripheral surfaces are covered with melt gleta.

Целью изобретения является снижение температуры процесса, а также потерь благородных металлов с расплавом глета, уменьшение улетучивания его. The aim of the invention is to reduce the temperature of the process, as well as the loss of noble metals with a melt of glute, to reduce its volatilization.

Цель достигается тем что обогащение по благородным металлам свинцового сплава окислением его кислородом воздуха с получением оксидов свинца (и примесей) осуществляется при введении покрыши расплава едкого натрия на поверхность металлизированной фазы и перемешивании системы при температуре 600-700oC.The goal is achieved in that the noble metals are enriched in lead alloy by oxidizing it with atmospheric oxygen to produce lead oxides (and impurities) by introducing a caustic sodium melt coating onto the surface of the metallized phase and mixing the system at a temperature of 600-700 o C.

В результате активного перемещения двухфазной системы происходит постоянная аэрация щелочного плава воздухом, создается развитая поверхность контакта фаз и, соответственно, образование на поверхности металлического расплава оксидов, прежде всего свинца, а также примесей. Оксид свинца лишь частично растворяется в щелочном плаве, в основном он накапливается в плаве в виде взвеси. As a result of the active movement of the two-phase system, alkaline melt is constantly aerated by air, a developed phase contact surface is created and, accordingly, the formation of oxides, primarily lead, and impurities on the surface of the metal melt. Lead oxide is only partially soluble in the alkaline melt, mainly it accumulates in the melt in the form of a suspension.

В окислительных условиях щелочной плав накапливает серу, селен, теллур, мышьяк, а также медь, цинк, кадмий и др. Under oxidizing conditions, an alkaline melt accumulates sulfur, selenium, tellurium, arsenic, as well as copper, zinc, cadmium, etc.

При реализации способа отсутствует газо- и пылевыделение экологически опасных компонентов оксидов серы, селена, мышьяка, свинца и др. When implementing the method there is no gas and dust emission of environmentally hazardous components of the oxides of sulfur, selenium, arsenic, lead, etc.

Удельная скорость оксиления свинца и примесей зависит от температуры и интенсивности перемешивания системы. The specific rate of oxidation of lead and impurities depends on the temperature and intensity of mixing of the system.

В интервале температур 350-700oC наблюдается последовательное увеличение скорости окисления неблагородных составляющих сплава. Как следует из табл. 1, интервал температур 600-700oC следует оптимальным для обогащения сплава, так как при нем обеспечивается скорость окисления свинца 1.26-2.19 т/м2сут. Увеличение температуры более 700oC является нецелесообразным из-за улетучивания оксида свинца.In the temperature range 350-700 o C there is a consistent increase in the rate of oxidation of the base components of the alloy. As follows from the table. 1, the temperature range of 600-700 o C should be optimal for the enrichment of the alloy, since it provides the oxidation rate of lead 1.26-2.19 t / m 2 days. An increase in temperature of more than 700 o C is impractical due to the volatilization of lead oxide.

Изменение интенсивности перемешивания системы свидетельствует о том, что скорость вращения нормализованной лопасти мешалки 200-400 об/мин (интервал изменения критерия Рейнольдса для металлизированной фазы 580 1160) обеспечивает оптимальную скорость окисления свинца и примесей 1.26-1.53 т/м2сут, (величина поверхности контакта принята равной площади сечения аппарата). Повышение интенсивности перемешивания более 400 об/мин не оказывает существенного влияния на скорость обогащения, но сопряжено c увеличением расхода энергии (табл. 2).The change in the intensity of mixing of the system indicates that the rotation speed of the normalized mixer blade is 200-400 rpm (the interval for changing the Reynolds criterion for the metallized phase is 580 1160) provides an optimal oxidation rate of lead and impurities 1.26-1.53 t / m 2 day, (surface size contact accepted equal to the cross-sectional area of the apparatus). An increase in the mixing intensity of more than 400 rpm does not significantly affect the enrichment rate, but is associated with an increase in energy consumption (Table 2).

Расход щелочного плава, выполняющего функцию покрыши аккумулятора растворенного кислорода воздуха и концентратора продуктов окисления свинцового сплава, должен составлять не менее двух объемов исходного свинцового сплава. В процессе окисления сплава одна единица массы плава обеспечивает аккумулирование 0,8-0,85 единиц массы продуктов (в пересчете на свинец), т. е. в 1 кг щелочного плава удерживается до 0,8-0,85 кг свинца в виде соответствующего оксида. При этом плав характеризуется низкой вязкостью и хорошей жидкотекучестью. The consumption of alkaline melt, which performs the function of coating the battery of dissolved oxygen of the air and the concentrator of the products of oxidation of the lead alloy, must be at least two volumes of the original lead alloy. In the process of alloy oxidation, one unit of the mass of melt provides the accumulation of 0.8-0.85 units of the mass of products (in terms of lead), i.e., 1 kg of alkaline melt retains up to 0.8-0.85 kg of lead in the form oxide. Moreover, the melt is characterized by low viscosity and good fluidity.

Увеличение содержания твердого в щелочной покрышке способствует возрастанию вязкости ее, что сопровождается потерями диспергированного в ней свинца. Уменьшение расхода щелочи связано с необходимостью частой замены покрыши. An increase in the solid content in the alkaline tire contributes to an increase in its viscosity, which is accompanied by losses of lead dispersed in it. The decrease in alkali consumption is associated with the need for frequent replacement of the tire.

Признаки, отличающие предлагаемый способ от прототипа:
процесс окисления свинца и примесей осуществляется при введении на поверхность свинцового расплава покрыши расплава едкого натрия;
процесс окисления проводится при температуре 600-700oC (в прототипе более 900oC);
процесс окисления проводится при перемешивании двухфазной системы (в прототипе без перемешивания).
Signs that distinguish the proposed method from the prototype:
the process of oxidation of lead and impurities is carried out when a sodium hydroxide melt coating is introduced onto the surface of a lead melt;
the oxidation process is carried out at a temperature of 600-700 o C (in the prototype more than 900 o C);
the oxidation process is carried out with mixing of a two-phase system (in the prototype without mixing).

Указанные признаки не используются в прототипе и других проанализированных нами способах, что дает основание считать предлагаемый способ соответствующим критерию "новизна". These signs are not used in the prototype and other methods we have analyzed, which gives reason to consider the proposed method as meeting the criterion of "novelty."

Способ описан в примерах. На обогащение поступал свинцовый сплав, золота 1,6; серебра 2,7. The method is described in the examples. The lead alloy, gold 1.6; silver 2.7.

Опыт 1 ( по прототипу). Проводили в купеляционной печи (площадь 0,4 м2) с подачей воздушно-кислородной смеси (28% по кислороду). Расход газа 50 л/мин. Масса обогащенного сплава составила 50 кг. Процесс вели при температуре 900-950oC в течение трех часов. В результате получено 3,52 кг сплава с содержанием суммы благородных металлов 59,7% Выход глета в виде шлака составил 48,1 кг, что в пересчете на свинец соответствует 44,66 кг. Содержание в глете серебра 0,95 кг/т, золота 0,15 кг/т. Извлечение серебра в обогащенный продукт 96,6% золота 99,1% Количество глета, удаленного с газовой фазой 1,77 кг ( в перерасчете на свинец 1,6 кг), что составляет 3,54% от массы полученного оксида свинца.Experience 1 (prototype). Conducted in a bathing furnace (area 0.4 m 2 ) with a supply of air-oxygen mixture (28% oxygen). Gas consumption 50 l / min. The enriched alloy mass was 50 kg. The process was conducted at a temperature of 900-950 o C for three hours. As a result, 3.52 kg of an alloy with a total precious metals content of 59.7% were obtained. The yield of slag in the form of slag was 48.1 kg, which in terms of lead corresponds to 44.66 kg. The silver content is 0.95 kg / t, gold 0.15 kg / t. Extraction of silver in the enriched product 96.6% gold 99.1% The amount of glade removed with a gas phase of 1.77 kg (in terms of lead 1.6 kg), which is 3.54% by weight of the obtained lead oxide.

Опыт 2 (по предлагаемому способу). Проводили в стальном реакторе объемом 0,011 м3 (диаметром 0,24 м, высота 0,25), снабженном двухлопастной нормализованной мешалкой, профилированной по поверхности днища реактора, диаметром 0,08 м, связанной с электродвигателем через редуктор с регулируемым передаточным отношением. Реактор устанавливается в шахтной электропечи с автоматической стабилизацией заданной температуры.Experience 2 (by the proposed method). Conducted in a steel reactor with a volume of 0.011 m 3 (diameter 0.24 m, height 0.25), equipped with a two-bladed normalized mixer, profiled along the surface of the bottom of the reactor, with a diameter of 0.08 m, connected to the electric motor through a gearbox with an adjustable gear ratio. The reactor is installed in a shaft electric furnace with automatic stabilization of the set temperature.

В реактор загружали 11 кг исходного свинцового сплава приведенного выше состава, а также щелочь, расход которой 13 кг. После достижения температуры расплава 600oC включали перемешивание 50 об/мин (соответствует величине критерия Рейнольдса 586). Через 4,5 ч перемешивания фаз мешалку останавливали. Продолжительность отстаивания 10-15 мин. Содержимое реактора выливали в изложницы.11 kg of the initial lead alloy of the above composition, as well as alkali, the consumption of which is 13 kg, were loaded into the reactor. After reaching a melt temperature of 600 ° C., stirring of 50 rpm was turned on (corresponding to a value of Reynolds criterion 586). After 4.5 hours of mixing the phases, the stirrer was stopped. Duration of sedimentation 10-15 min. The contents of the reactor were poured into the molds.

Масса свинцового сплава составила 0,774 кг. Содержимое в ней суммы благородных металлов 0,472 кг (61%). Выход оксида свинца 10,7 кг, что свидетельствует об отсутствии его потерь с газовой фазой. Анализ глето-щелочного сплава показал на отсутствие в нем благородных металлов. The weight of the lead alloy was 0.774 kg. The content of noble metals in it is 0.472 kg (61%). The yield of lead oxide is 10.7 kg, which indicates the absence of its losses with the gas phase. Analysis of the alkaline-alkali alloy showed the absence of noble metals in it.

Опыт 3. Условия, аналогичные опыту 2, но скорость вращения мешалки 75 об/мин. Установлено, что для получения 14-кратного обогащения продолжительность процесса уменьшается в 1,5 раза по сравнению с опытом 2. В результате получен свинцовый сплав с содержанием благородных металлов 60,5% Потерь свинца с газовой фазой не происходило, а извлечение благородных металлов в продукт обогащения составило более 99,9%
Опыт 4. Условия, аналогичные опыту 3, но скорость вращения мешалки 100 об/мин. Установлено, что по сравнению с опытом 3 скорость обогащения увеличилась в 1,05 раза. Остальные показатели процесса аналогичны результатам, полученным в опыте 3.
Experience 3. Conditions similar to experiment 2, but the speed of rotation of the mixer 75 rpm It was found that to obtain a 14-fold enrichment, the duration of the process is reduced by 1.5 times in comparison with experiment 2. As a result, a lead alloy with a noble metal content of 60.5% was obtained. There was no loss of lead with a gas phase, and noble metals were extracted into the product enrichment amounted to more than 99.9%
Experience 4. Conditions similar to experiment 3, but the speed of rotation of the mixer 100 rpm It was found that, compared with experiment 3, the enrichment rate increased by 1.05 times. The remaining process indicators are similar to the results obtained in experiment 3.

Опыт 5. Условия аналогичны опыту 2, но температура системы 700oC. Установлено возрастание скорости обогащения по сравнению с результатами опыта 2 в 1,75 раза. Остальные показатели процесса аналогичны результатам опыта 2. Потери едкого натрия при работе в указанных условиях составили 6,9%
Опыт 6. Условия аналогичны опыту 2, но температура системы составила 800oC. Установлено возрастание скорости обогащения по сравнению с опытом 2 в 1,86 раза.
Experiment 5. The conditions are similar to experiment 2, but the temperature of the system is 700 o C. An increase in the enrichment rate is established in comparison with the results of experiment 2 by 1.75 times. The remaining process indicators are similar to the results of experiment 2. Loss of sodium hydroxide during operation under these conditions amounted to 6.9%
Experiment 6. The conditions are similar to experiment 2, but the temperature of the system was 800 o C. An increase in the rate of enrichment was established in comparison with experiment 2 by 1.86 times.

Отсутствуют потери благородных металлов с глето-щелочным плавом. Достигнуто получение 62% сплава по содержанию благородных металлов. Потери глета с газовой фазой составили 2,3% Однако потери щелочи с газовой фазой составили 32,7%
Опыт 7. Условия аналогичны опыту 2, но температура системы составила 500oC. Скорость обогащения уменьшилась по сравнению с опытом 2 в 1,6 раза. Остальные показатели процесса аналогичны результатам опыта 2.
There are no losses of noble metals with a deep-alkaline melt. Achievement of obtaining 62% alloy in the content of noble metals. Loss of glute with a gas phase was 2.3%. However, alkali loss with a gas phase was 32.7%.
Experiment 7. The conditions are similar to experiment 2, but the temperature of the system was 500 o C. The enrichment rate decreased in comparison with experiment 2 1.6 times. The remaining process indicators are similar to the results of experiment 2.

Результаты опытов приведены в табл. 3. The results of the experiments are given in table. 3.

Claims (2)

1. Способ обогащения по благородным металлам свинцового сплава окислением его кислородом воздуха с получением оксидов свинца и примесей, отличающийся тем, что процесс осуществляют при введении покрыши расплава едкого натрия на поверхность металлизированной фазы и перемешивании системы при температуре 600 700oС.1. The method of enrichment of precious metals for lead alloy by oxidizing it with atmospheric oxygen to produce lead oxides and impurities, characterized in that the process is carried out by introducing a caustic sodium melt coating onto the surface of the metallized phase and stirring the system at a temperature of 600 700 o C. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что интенсивность перемешивания изменяется в интервале изменения величины центробежного критерия Рейнольдса 580 11600. 2. The method according to claim 1, characterized in that the mixing intensity varies in the range of change in the value of the centrifugal Reynolds criterion 580 11600.
RU95103323A 1995-03-07 1995-03-07 Method of lead alloy concentration by noble metals RU2094504C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU95103323A RU2094504C1 (en) 1995-03-07 1995-03-07 Method of lead alloy concentration by noble metals

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU95103323A RU2094504C1 (en) 1995-03-07 1995-03-07 Method of lead alloy concentration by noble metals

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU95103323A RU95103323A (en) 1996-12-27
RU2094504C1 true RU2094504C1 (en) 1997-10-27

Family

ID=20165444

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU95103323A RU2094504C1 (en) 1995-03-07 1995-03-07 Method of lead alloy concentration by noble metals

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2094504C1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Смирнов М.П. Рафинирование свинца и переработка полупродуктов. - М.: Металлургия, 1977, с.141. Там же, с.169 - 173. *

Also Published As

Publication number Publication date
RU95103323A (en) 1996-12-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US8366991B2 (en) Apparatus for recovering platinum group elements
CA2933448C (en) A process for extracting noble metals from anode slime
CN105063369B (en) A kind of copper removal compositions and its application for reviver refining
CN106244824A (en) Reviver pyrogenic process basic refining bottom blowing process method
CN102312097B (en) Method for preparing babbitt alloy from residue containing silver of copper anode slime
CN114990347A (en) Method for recovering platinum group metal in waste catalyst by pyrogenic process smelting
US4017308A (en) Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material
RU2094504C1 (en) Method of lead alloy concentration by noble metals
US5788739A (en) Process for recovering metallic lead from exhausted batteries
WO2023151602A1 (en) Continuous copper smelting process and continuous copper smelting equipment for treating complex gold concentrate
US3607232A (en) Refining lead
US5053076A (en) Process and device for removal of arsenic, tin & artimony from crude lead containing silver
JP3203848B2 (en) Melting method of copper or copper alloy
EP0036768B1 (en) Separation of antimony
US3902894A (en) Refining process for zinc recovery
RU2321648C1 (en) Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate
JPH0693351A (en) Production of tough pitch copper
CN1540007A (en) Decoppering refining agent in use for fire refining of non-ferrous metal with low melting point and technical procedure
CN116411175B (en) Fire refining method for complex lead bullion
CN115418491B (en) Method for capturing platinum group metals by pyrometallurgy of bismuth base alloy
CA2012981C (en) Removal of arsenic, tin and antimony from crude lead containing silver
RU2259410C1 (en) Method of recovering gold from gold ore concentrates
RU2451760C1 (en) Method of treatment of copper electrolysis slime floatation concentrate containing precious metals
SU1400104A1 (en) Method of refining black lead from tin
RU2360016C1 (en) Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates