RU2109076C1 - Method for processing wastes containing copper, zinc, silver and gold - Google Patents
Method for processing wastes containing copper, zinc, silver and gold Download PDFInfo
- Publication number
- RU2109076C1 RU2109076C1 RU96102649A RU96102649A RU2109076C1 RU 2109076 C1 RU2109076 C1 RU 2109076C1 RU 96102649 A RU96102649 A RU 96102649A RU 96102649 A RU96102649 A RU 96102649A RU 2109076 C1 RU2109076 C1 RU 2109076C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- copper
- gold
- zinc
- extraction
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов, преимущественно к способам переработки отходов металлургических производств, и может быть использовано для переработки отходов электронной, электротехнической и машиностроительной отраслей промышленности. The invention relates to hydrometallurgy of non-ferrous metals, mainly to methods for processing waste from metallurgical industries, and can be used for waste processing of electronic, electrical and engineering industries.
Известен способ переработки медьсодержащих материалов с низким содержанием меди, включающий выщелачивание меди с последующей электроэкстракцией [1] (аналог 1). A known method of processing copper-containing materials with a low copper content, including leaching of copper, followed by electroextraction [1] (analog 1).
По указанному способу медьсодержащие продукты подвергают выщелачиванию растворами серной кислоты. При этом медь переходит в раствор. Медьсодержащий раствор после фильтрации и очистки подают на электроэкстракцию для извлечения меди в катодный металл. According to this method, copper-containing products are subjected to leaching with sulfuric acid solutions. In this case, copper passes into solution. After filtration and purification, the copper-containing solution is supplied for electroextraction to extract copper into the cathode metal.
К достоинствам способа следует отнести простоту и технологичность, низкую себестоимость меди. The advantages of the method include simplicity and manufacturability, low cost of copper.
Недостатками способа являются:
- недостаточная скорость выщелачивания меди, обусловленная тем, что при выщелачивании растворяется лишь окисленный металл, а скорость окисления меди (сульфидной и металлизированной) в таких условиях достаточно низкая;
- накопление в растворах выщелачивания железа и отсутствие способов эффективного вывода его из процесса;
- невозможность извлечения драгоценных металлов;
- низкое качество получаемой меди, которая требует дальнейшей обработки для доведения ее до требуемых кондиций;
- невозможность попутного извлечения других цветных металлов;
- наличие дополнительных операций для вывода балластных солей.The disadvantages of the method are:
- insufficient copper leaching rate, due to the fact that only oxidized metal dissolves during leaching, and the oxidation rate of copper (sulfide and metallized) under such conditions is quite low;
- the accumulation in solutions of leaching of iron and the lack of ways to effectively remove it from the process;
- the inability to extract precious metals;
- low quality of the resulting copper, which requires further processing to bring it to the required condition;
- the impossibility of the associated extraction of other non-ferrous metals;
- the presence of additional operations for the withdrawal of ballast salts.
Известен способ извлечения золота и серебра из материалов с низкими содержаниями металлов, включающий растворение золота и серебра щелочными растворами цианида натрия с последующей сорбцией их на активных углях [2] (аналог 2). A known method of extracting gold and silver from materials with low metal contents, including the dissolution of gold and silver with alkaline solutions of sodium cyanide, followed by their sorption on activated carbon [2] (analog 2).
По указанному способу материалы, содержащие золото и серебро обрабатываются в чанах или специально подготовленных на гидроизолирующем основании штабелях) щелочными растворами цианистых солей (цианистого натрия или цианистого кальция). При этом под действием кислорода воздуха, золото и серебро окисляются и связываются цианид-ионами в цианидные комплексы. Извлечение золота и серебра из растворов выщелачивания осуществляется путем сорбции их на активных углях. According to the specified method, materials containing gold and silver are processed in tanks or in specially prepared stacks on a waterproofing base) with alkaline solutions of cyanide salts (sodium cyanide or calcium cyanide). In this case, under the action of atmospheric oxygen, gold and silver are oxidized and are bound by cyanide ions to cyanide complexes. The extraction of gold and silver from leaching solutions is carried out by sorption them on activated carbon.
В варианте "кучного выщелачивания" из подготовленного штабеля способ пригоден для извлечения золота и серебра при их исходных содержаниях соответственно 1,0 и 10 г/т, при более низких содержаниях золота способ становится экономически несостоятельным, поскольку цветные металлы, обычно сопутствующие серебру и золоту, в данном способе не извлекаются. In the “heap leaching” variant from the prepared stack, the method is suitable for extracting gold and silver at their initial contents of 1.0 and 10 g / t, respectively, at lower gold contents the method becomes economically insolvent, since non-ferrous metals, usually associated with silver and gold, in this method are not retrieved.
К достоинствам способа относятся его простота, технологичность и экономичность. The advantages of the method include its simplicity, manufacturability and profitability.
К недостаткам способа следует отнести высокую токсичность цианида натрия, что ограничивает области применения способа и сложность попутного извлечения цветных металлов, которое могло бы существенно повысить экономические показатели. The disadvantages of the method include the high toxicity of sodium cyanide, which limits the scope of the method and the complexity of the associated extraction of non-ferrous metals, which could significantly increase economic indicators.
Простое комбинирование способов [1] и [2] с целью повышения экономических показателей за счет комплексного последовательного извлечения цветных и драгоценных металлов невозможно ввиду опасности выделения в газовую фазу цианистого водорода при перемене среды с щелочной на кислую или наоборот. A simple combination of methods [1] and [2] in order to increase economic performance due to complex sequential extraction of non-ferrous and precious metals is impossible due to the danger of hydrogen cyanide being released into the gas phase when the medium changes from alkaline to acidic or vice versa.
Наиболее близким к заявляемому по технической сущности и достигаемому эффекту является способ переработки металлургических отходов. Исходный материал подвергают окислительному выщелачиванию, подавая непосредственно в пульпу выщелачивания газообразный хлор. При этом достигается достаточно высокое извлечение цветных и драгоценных металлов одновременно: 80-90% для драгоценных металлов и около 80% для меди и цинка. В результате способ пригоден для материалов с очень низкими содержаниями цветных и драгоценных металлов: 1-2% меди и цинка, до 1,5 г/т золота. Closest to the claimed technical essence and the achieved effect is a method of processing metallurgical waste. The starting material is subjected to oxidative leaching by supplying chlorine gas directly to the leach pulp. At the same time, a sufficiently high extraction of non-ferrous and precious metals is achieved simultaneously: 80-90% for precious metals and about 80% for copper and zinc. As a result, the method is suitable for materials with very low contents of non-ferrous and precious metals: 1-2% copper and zinc, up to 1.5 g / t gold.
К недостаткам способа следует отнести:
1. Непригодность для использования в варианте "кучного выщелачивания" ввиду неконтролируемого выброса в атмосферу газообразного хлора, а также в виду невозможности обеспечения равномерной подачи хлора через материал штабеля, поскольку движение газа через мелкодисперсный материал идет преимущественно по каналам.The disadvantages of the method include:
1. Unsuitable for use in the “heap leaching” option due to uncontrolled emission of gaseous chlorine into the atmosphere, and also because of the impossibility of ensuring a uniform supply of chlorine through the stack material, since the movement of gas through the finely dispersed material is predominantly through the channels.
2. Процесс ведут в кислой области, где растворимость хлора низка (< 0,5%), высока его летучесть, и именно поэтому даже в варианте "чанового выщелачивания" окислительный потенциал хлора используется не полностью. 2. The process is conducted in an acidic region, where the solubility of chlorine is low (<0.5%), its volatility is high, and that is why even in the case of "vat leaching" the oxidizing potential of chlorine is not fully used.
3. Выщелачивание в кислой области не отличается высокой селективностью, о чем свидетельствует, например, использование технологической схемы прототипа операций очистки от железа обработкой растворов известью. В результате исключается возможность прямого экстракционного концентрирования и очистки меди для последующей ее электроэкстракции в виде высококачественного катодного металла, как это делается в большинстве современных гидрометаллургических схем. По этой причине медь в способе-прототипе извлекают в виде малоценного полупродукта - цементной меди (цементация на железном скрапе) вместе с золотом и серебром с последующей переработкой этого полупродукта в товарные металлы. 3. Leaching in the acidic region does not differ in high selectivity, as evidenced, for example, by using the technological scheme of the prototype of operations for purification of iron by processing solutions of lime. As a result, the possibility of direct extraction concentration and purification of copper for its subsequent electroextraction in the form of a high-quality cathode metal is excluded, as is done in most modern hydrometallurgical schemes. For this reason, copper in the prototype method is extracted in the form of a low-value intermediate product - cement copper (cementation on iron scrap) together with gold and silver, followed by processing of this intermediate product into commodity metals.
Технический результат, достигаемый изобретением, заключается в повышении технико-экономических показателей процесса при переработке отходов металлургических производств, содержащих медь, цинк, золото и серебро. The technical result achieved by the invention is to increase the technical and economic indicators of the process in the processing of waste from metallurgical industries containing copper, zinc, gold and silver.
Технический результат достигается одновременным извлечением указанных металлов в раствор на стадии выщелачивания, для чего в качестве растворителя металлов используют обладающие комплексообразующими свойствами щелочные аммиачно-солевые растворы, содержащие окислитель. В качестве окислителя используют активный хлор, дозируемый в пульпу выщелачивания для поддержания заданного потенциала. Последующее экстракционное концентрирование и разделение цветных металлов позволяет извлечь все ценные компоненты раствора в товарные формы. The technical result is achieved by the simultaneous extraction of these metals into the solution at the leaching stage, for which alkaline ammonia-salt solutions containing an oxidizing agent having complexing properties are used as a metal solvent. As an oxidizing agent, active chlorine dosed into the leaching pulp is used to maintain a given potential. Subsequent extraction concentration and separation of non-ferrous metals allows you to extract all of the valuable components of the solution into commodity forms.
Сущность предложенного способа состоит в направленном воздействии процессов комплексообразования и окисления для повышения степени растворения цветных металлов и ускорения процесса переведения в раствор сульфидных и металлизированных форм по реакциям
Cu0 + 2 Cl0 + 4 NH3 + = [Cu(NH3)4]2+ + 2 Cl- (3)
Zn0 + 2 Cl0 + 4 NH3 = [Zn(NH3)4]2+ + 2 Cl- + H2O (6)
Ag0 + Cl0 + 2 NH3 = [Ag(NH3)4]2+ + Cl (9)
Au0 + 3 Cl0 + Cl- = [AuCl4]- (12)
Приведенные выше уравнения показывают, что присутствие в выщелачивающем растворе аммиака и солей аммония необходимо для связывания цветных и драгоценных металлов в комплексные соединения. Помимо этого, свободный аммиак необходим для связывания серной кислоты, образующейся при окислении сульфидных соединений (уравнения 4,5,8 и 11).The essence of the proposed method consists in the directed action of complexation and oxidation processes to increase the degree of dissolution of non-ferrous metals and accelerate the process of conversion of sulfide and metallized forms into a solution by reactions
Cu 0 + 2 Cl 0 + 4 NH 3 + = [Cu (NH 3 ) 4 ] 2+ + 2 Cl - (3)
Zn 0 + 2 Cl 0 + 4 NH 3 = [Zn (NH 3 ) 4 ] 2+ + 2 Cl - + H 2 O (6)
Ag 0 + Cl 0 + 2 NH 3 = [Ag (NH 3 ) 4 ] 2+ + Cl (9)
Au 0 + 3 Cl 0 + Cl - = [AuCl 4 ] - (12)
The above equations show that the presence of ammonia and ammonium salts in the leach solution is necessary for the binding of non-ferrous and precious metals to complex compounds. In addition, free ammonia is necessary for the binding of sulfuric acid formed during the oxidation of sulfide compounds (
Отличие предлагаемого способа от ближайшего аналога состоит в комбинировании окисления и комплексообразования, что обеспечивает быстрый и полный перевод в раствор всех ценных компонентов. Последующие операции выделения и разделения ценных компонентов из раствора выщелачивания с использованием операций сорбции и экстракции, позволяющие получать высококачественную товарную продукцию, также отличают предлагаемый способ от способа-аналога. The difference of the proposed method from the closest analogue is the combination of oxidation and complexation, which provides a quick and complete translation into the solution of all valuable components. Subsequent operations of the separation and separation of valuable components from the leach solution using sorption and extraction operations, allowing to obtain high-quality commercial products, also distinguish the proposed method from the analogue method.
Сорбция золота и серебра, помимо основного назначения - концентрирования драгоценных металлов, обеспечивает также глубокое осветление растворов, поступающих на экстракционный передел, и снижение окислительно-восстановительного потенциала этих растворов до уровня, не вызывающего разрушения экстрагента. Поэтому концентрирование золота и серебра предшествует экстракционному извлечению и разделению цветных металлов. Десорбцию золота и серебра из фазы насыщенного сорбента ведут крепкими растворами цианида натрия с получением продуктивного золото-серебряного электролита. Это позволяет получить дополнительную очистку драгоценных металлов от примесей и вывести драгоценные металлы в компактный золото-серебряный концентрат. Sorption of gold and silver, in addition to the main purpose - the concentration of precious metals, also provides a deep clarification of the solutions entering the extraction stage, and reducing the redox potential of these solutions to a level that does not cause the destruction of the extractant. Therefore, the concentration of gold and silver precedes the extraction extraction and separation of non-ferrous metals. The desorption of gold and silver from the saturated sorbent phase is carried out with strong solutions of sodium cyanide to obtain a productive gold-silver electrolyte. This allows you to get additional purification of precious metals from impurities and remove precious metals in a compact gold-silver concentrate.
После сорбционного извлечения золота и серебра на угольном сорбенте, обладающем повышенной механической прочностью, из осветленного раствора избирательно извлекают медь экстрагентом класса бета-дикетонов в режиме контролируемого дефицита экстрагента, затем из обедненного по меди рафината извлекают цинк экстрагентом класса оксиоксимов. Извлечение меди и цинка из одноименных экстрактов с получением соответствующих продуктивных электролитов проводят сернокислыми растворами, в качестве которых используют соответствующие отработанные электролиты электролиза меди и цинка. After sorption extraction of gold and silver on a carbon sorbent with increased mechanical strength, copper is selectively extracted from the clarified solution with a beta-diketone class extractant in a controlled extractant deficiency mode, then zinc is extracted from the copper-depleted raffinate with an extractant of the oxyxime class. The extraction of copper and zinc from the same extracts with the receipt of the corresponding productive electrolytes is carried out with sulfuric solutions, which are used as the corresponding spent electrolytes of electrolysis of copper and zinc.
В результате предлагаемый способ позволяет извлечь из металлургических отходов, содержащих медь, цинк, серебро и золото, все ценные компоненты со степенью извлечения выше 90% в товарные формы высокого потребительского качества. As a result, the proposed method allows you to extract from metallurgical wastes containing copper, zinc, silver and gold, all valuable components with a degree of extraction above 90% in commodity forms of high consumer quality.
Пример 1. Навеску материала, содержащего, %: Fe 28,5; Cu 3,6; Zn 1,1; Au 1,9 г/т; Ag 73, подвергали выщелачиванию раствором, содержащим, г/л: NH4Cl 100, NH3 45. Активный хлор в виде раствора гипохлорита натрия дозировался в пульпу для поддержания заданного потенциала раствора в пределах 700-1100 мВ. Для сравнения такую же пробу провели по технологической схеме способа-прототипа.Example 1. A portion of a material containing,%: Fe 28.5; Cu 3.6; Zn 1.1; Au 1.9 g / t; Ag 73, was leached with a solution containing, g / l: NH 4 Cl 100, NH 3 45. Active chlorine in the form of a sodium hypochlorite solution was dosed into the pulp to maintain a given solution potential in the range of 700-1100 mV. For comparison, the same test was carried out according to the technological scheme of the prototype method.
Результаты выщелачивания приведены в табл.1. The leaching results are given in table 1.
Как следует из приведенных в табл.1 данных в сравнении с прототипом предлагаемый способ позволяет:
- при продолжительном выщелачивании повысить извлечение меди и цинка в раствор более чем на 10%, золота - почти на 20%, серебра -почти вдвое;
- значительно сократить продолжительность выщелачивания: технологически приемлемое извлечение всех металлов (выше 80%) в предлагаемом способе достигается уже через 5 ч, тогда как в прототипе через пять часов извлечение меди и серебра менее 50%.As follows from the data in table 1, in comparison with the prototype, the proposed method allows:
- with prolonged leaching, increase the extraction of copper and zinc in solution by more than 10%, gold - by almost 20%, silver - almost twice;
- significantly reduce the leaching time: technologically acceptable extraction of all metals (above 80%) in the proposed method is achieved after 5 hours, while in the prototype after five hours, the extraction of copper and silver is less than 50%.
Пример 2. Пульпу выщелачивания, полученную по способу, описанному в предыдущем примере, контактировали с углеродным сорбентом в течение 24 ч при массовом соотношении "пульпа : сорбент", равном 50000 : 1. Example 2. The leach pulp obtained by the method described in the previous example was contacted with a carbon sorbent for 24 hours at a mass ratio of "pulp: sorbent" equal to 50,000: 1.
По истечении 24 ч, углеродный сорбент отделили от пульпы, промыли водой и высушили до постоянного веса. Пульпу отфильтровали для анализа твердой и жидкой фаз на содержание серебра и золота. After 24 hours, the carbon sorbent was separated from the pulp, washed with water and dried to constant weight. The pulp was filtered to analyze the solid and liquid phases for silver and gold.
Результаты сорбции золота и серебра из пульпы выщелачивания приведены в табл.2. The results of the sorption of gold and silver from the leach pulp are given in table 2.
Как следует из приведенных в табл.2 данных, извлечение золота из жидкой части пульпы даже при таком высоком соотношении "пульпа : сорбент" составило 95% (общее извлечение 91,2%). Извлечение серебра в фазу сорбента в условиях эксперимента (из жидкой части пульпы) оказалось более низким - 59,4% в связи с более низкими значениями коэффициентов распределения серебра в данной сорбционной системе. Общее извлечение серебра в фазу сорбента оказалось равным 58,2% от его исходного количества. Содержание золота в фазе насыщенного сорбента составило 1,2%, серебра 29,5%. As follows from the data in Table 2, the extraction of gold from the liquid part of the pulp even with such a high ratio of "pulp: sorbent" amounted to 95% (total recovery of 91.2%). The extraction of silver into the sorbent phase under the experimental conditions (from the liquid part of the pulp) turned out to be lower - 59.4% due to lower values of the distribution coefficients of silver in this sorption system. The total silver recovery in the sorbent phase was 58.2% of its initial amount. The gold content in the saturated sorbent phase was 1.2%, silver 29.5%.
Таким образом, приведенные выше примеры показывают, что даже при крайне неблагоприятных соотношениях фаз удается получить достаточно высокие технологические показатели извлечения драгоценных металлов. Thus, the above examples show that even with extremely unfavorable phase ratios, it is possible to obtain sufficiently high technological parameters for the extraction of precious metals.
Пример 3. Сорбат, полученный после сорбции золота и серебра, содержащий, г/л: Cu 11,94; Zn 3,66; Ag (29 мг/л); Au (0,03 мг/л), контактировали с 20 об.% бета-дикетона в керосине в течение 10 с при объемном соотношении фаз V: V = 1,5. После контактирования фазы разделяли центрифугированием. В фазах определяли содержания металлов. Example 3. Sorbate obtained after sorption of gold and silver, containing, g / l: Cu 11.94; Zn 3.66; Ag (29 mg / L); Au (0.03 mg / L) was contacted with 20 vol.% Beta-diketone in kerosene for 10 s with a volume phase ratio V: V = 1.5. After contacting, the phases were separated by centrifugation. In the phases, the metal content was determined.
Результаты экстракции металлов приведены в табл.3. The results of metal extraction are given in table.3.
Таким образом, приведенные в табл.3 данные показывают, что извлечение меди из сорбата в условиях эксперимента составило 95%. Кроме того, экстракция меди раствором бета-дикетона обеспечивает хорошую селекцию меди от цинка и серебра: степень очистки меди от этих металлов составила соответственно > 1700 и > 2900 за одну ступень. Thus, the data presented in Table 3 show that the extraction of copper from the sorbate under the experimental conditions was 95%. In addition, the extraction of copper with a beta-diketone solution provides a good selection of copper from zinc and silver: the degree of copper purification from these metals was> 1700 and> 2900, respectively, per stage.
Пример 4. Экстракт, полученный в предыдущем примере, контактировали с раствором, моделирующим оборотный электролит электроэкстракции меди, имеющим состав, г/л: Cu 30; H2SO4 155 в течение 10 с при соотношении объемов водной и органической фаз = 1. После контактирования фазы разделяли центрифугированием. Полученный реэкстракт содержал, г/л: Cu 47; H2SO4 130. Электролит такого состава пригоден для электроэкстракции меди.Example 4. The extract obtained in the previous example was contacted with a solution simulating a reverse electrolyte of copper electroextraction with the composition, g / l: Cu 30; H 2 SO 4 155 for 10 s with a ratio of the volumes of the aqueous and organic phases = 1. After contacting, the phases were separated by centrifugation. The obtained re-extract contained, g / l: Cu 47; H 2 SO 4 130. An electrolyte of this composition is suitable for electroextraction of copper.
Пример 5. Рафинат, полученный в примере 3, контактировали с 20 об.% раствором реагента класса оксиоксимов в керосине в течение 30 с при соотношении водной и органической фаз 0,67. Фазы после контактирования разделяли центрифугированием, после чего в сопряженных фазах определяли содержание металлов. Результаты экстракции металлов приведены в табл.4. Example 5. The raffinate obtained in example 3 was contacted with a 20 vol.% Solution of the reagent class of oxyoximes in kerosene for 30 s at a ratio of aqueous and organic phases of 0.67. The phases after contacting were separated by centrifugation, after which the metal content was determined in the conjugated phases. The results of metal extraction are given in table.4.
Как видно из приведенных в табл. 4 данных извлечение цинка из раствора составляет 95%. Селекция от меди в данном случае хуже, поскольку в щелочных средах экстрагенты класса оксиоксимов достаточно эффективны как по отношению к меди, так и по отношению к цинку. Это означает, что для получения чистого, не содержащего медь цинкового электролита рафинат после экстракции меди должен быть очищен, например, с помощью широко применяемой на электролитных цинковых заводах цементации меди на цинковом порошке. Это, помимо очистки рафината от меди, дает возможность вывести в виде концентрата оставшееся в рафинате золото и серебро. As can be seen from the table. 4 data recovery of zinc from solution is 95%. The selection from copper in this case is worse, since in alkaline media extractants of the oxyxime class are quite effective both with respect to copper and with respect to zinc. This means that in order to obtain a pure, copper-free zinc electrolyte, the raffinate after copper extraction must be purified, for example, using copper cementation on zinc powder widely used in zinc electrolyte plants. This, in addition to cleaning the raffinate from copper, makes it possible to remove gold and silver remaining in the raffinate as a concentrate.
Пример 6. Настоящий пример показывает возможность использования оборотного рафината после извлечения цветных металлов в цикле выщелачивания, чем достигается замкнутость процесса по реагентам путем электролитической обработки оборотного рафината. Example 6. This example shows the possibility of using recycled raffinate after the extraction of non-ferrous metals in the leaching cycle, thereby achieving a closed process with reagents by electrolytic treatment of the refined raffinate.
Пробу, содержащую Cu 3,5%; Zn 1,2%; Au 2 г/т; Ag 70 г/т, обработали в статических условиях раствором состава, г/л: сульфат аммония 80; свободный аммиак 25 (pН 9,9); хлорид аммония 15; активный хлор (окислительно-восстановительный потенциал ОВП) 1100 мВ. A sample containing Cu 3.5%; Zn 1.2%; Au 2 g / t; Ag 70 g / t, treated under static conditions with a solution of the composition, g / l:
Получен раствор состава, г/л: сульфат аммония 80; свободный аммиак 17 (pН 9,5); хлорид аммония 15; Cu 11,6; Zn 3,7; Au 0,04 мг/л; Ag 9,5 мг/л активный хлор (ОВП) 220 мВ. The resulting solution composition, g / l:
Извлечение ценных компонентов в раствор составило, %: Cu 99,3; Zn 98,7; Au 94; Ag 89. Из полученного раствора провели сорбцию Au и Ag активным углем АМГ. Извлечение в фазу сорбента составило, %: золото 99,8; серебро 96,7; ОВП упал при этом до 120 мВ. The recovery of valuable components in the solution was,%: Cu 99.3; Zn 98.7; Au 94; Ag 89. From the resulting solution, Au and Ag were sorbed with active carbon AMG. The extraction in the phase of the sorbent was,%: gold 99.8; silver 96.7; The ORP dropped to 120 mV.
Из полученного сорбата провели экстракцию меди и цинка. Степень извлечения меди и цинка в органические экстракты составила, %: Cu 99,8; Zn 96,6. Получен рафинат состава, г/л: сульфат аммония 80; свободный аммиак 12,5 (pН 9,0); хлорид аммония 15; Cu 0,02 г/л; Zn 0,04 г/л, активный хлор (ОВП) 70 мВ. Copper and zinc were extracted from the obtained sorbate. The degree of extraction of copper and zinc in organic extracts was,%: Cu 99.8; Zn 96.6. The obtained raffinate composition, g / l:
Этот рафинат подвергли электролизу при плотности тока 1400 А/дм2 в течение 15 мин. Получен раствор состава, г/л: сульфат аммония 80; свободный аммиак 9,5 (pН 8,5); хлорид аммония 15; Cu < 0,001 г/л; Zn 0,01 г/л; активный хлор (ОВП) 1200 мВ, после доукрепления аммиаком отвечает по составу исходному раствору выщелачивания и тем самым может быть использован для обработки новой порции данного материала.This raffinate was electrolyzed at a current density of 1400 A / dm 2 for 15 minutes. The resulting solution composition, g / l:
Пример 7. Экстракт, полученный в примере 5, контактировали с раствором, моделирующим оборотный электролит электроэкстракции цинка, имеющим состав, г/л: Zn 120; H2SO4 21 в течение 1 мин при соотношении объемов водной и органической фаз 0,2. После контактирования фазы разделяли центрифугированием. Полученный реэкстракт содержал, г/л: Zn 131,6; Cu 5; pН 4. Электролит такого состава может быть направлен на электроэкстракцию цинка.Example 7. The extract obtained in example 5 was contacted with a solution simulating a circulating zinc electroextraction electrolyte having a composition of g / l: Zn 120; H 2 SO 4 21 for 1 min with a volume ratio of aqueous and organic phases of 0.2. After contacting, the phases were separated by centrifugation. The obtained re-extract contained, g / l: Zn 131.6;
Таким образом, предлагаемый способ за счет повышения комплексности использования сырья позволяет при переработке техногенных материалов, содержащих медь, цинк, серебро и золото, достичь высокой степени извлечения всех ценных компонентов. Thus, the proposed method by increasing the complexity of the use of raw materials allows the processing of man-made materials containing copper, zinc, silver and gold to achieve a high degree of extraction of all valuable components.
Применительно к описанному в приведенных выше примерах материалу предлагаемый способ позволяет при продолжительном (10 ч) выщелачивании извлечь дополнительно продукции почти на 5 долларов при переработке каждой тонны сырья, то есть почти на 15% увеличить выход товарной продукции более высокого качества. In relation to the material described in the above examples, the proposed method allows for prolonged (10 hours) leaching to extract additional products by almost $ 5 by processing each ton of raw materials, that is, by almost 15% increase the yield of marketable products of higher quality.
Более того, предлагаемый способ позволяет сократить продолжительность процесса почти вдвое, то есть почти вдвое увеличить производительность. Это при прочих равных условиях позволяет повысить выход продукции в единицу времени с одной и той же производственной площади почти на 50% по сравнению со способом-прототипом. Moreover, the proposed method can reduce the duration of the process by almost half, that is, almost double the productivity. This ceteris paribus allows you to increase the output per unit of time from the same production area by almost 50% compared with the prototype method.
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU96102649A RU2109076C1 (en) | 1996-02-14 | 1996-02-14 | Method for processing wastes containing copper, zinc, silver and gold |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU96102649A RU2109076C1 (en) | 1996-02-14 | 1996-02-14 | Method for processing wastes containing copper, zinc, silver and gold |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2109076C1 true RU2109076C1 (en) | 1998-04-20 |
| RU96102649A RU96102649A (en) | 1998-04-27 |
Family
ID=20176798
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU96102649A RU2109076C1 (en) | 1996-02-14 | 1996-02-14 | Method for processing wastes containing copper, zinc, silver and gold |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2109076C1 (en) |
-
1996
- 1996-02-14 RU RU96102649A patent/RU2109076C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Гидрометаллургия меди (зарубежный опыт). Среди цветной металлургии. - М.: ЦНИИ информации и технико-экономических исследований, 1971, с. 112. John Mardsen, Iaen House. the Chemistry of Gold Extraction Ellis-Horbut Lld., London-Paris-Stambul, 1992, p. 597. Р. Ж. Металлургия, 1986, 3Г86. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2111270C1 (en) | Method and installation for extracting and leaching metals from mineral raw materials | |
| US6355175B1 (en) | Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions | |
| US3930969A (en) | Process for oxidizing metal sulfides to elemental sulfur using activated carbon | |
| US4288304A (en) | Hydrometallurgical process for treatment of sulphur ores | |
| RU2124573C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery | |
| KR20040040460A (en) | Zinc recovery process | |
| RU2000106438A (en) | METHOD FOR EXTRACTION OF METAL FROM ORE OR CONCENTRATE | |
| CN106048233B (en) | A kind of silver-colored leaching method | |
| US8911533B2 (en) | Method of recovering gold from dilute gold solution | |
| WO1984000563A1 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| EP1190105B1 (en) | Recovery of noble metals by lixiviation with thiourea controlled acidic solution | |
| RU2109076C1 (en) | Method for processing wastes containing copper, zinc, silver and gold | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| KR100382848B1 (en) | Effective recovery of valuable metals from wasted metal tailings, wasted printed circuit boards or low-graded metal stones | |
| EA007523B1 (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
| US3681056A (en) | Process for winning metals | |
| RU2100484C1 (en) | Process of winning of silver from its alloys | |
| US4155983A (en) | Gold recovery by adsorption from ozonized cyanidation liquor | |
| RU2255127C2 (en) | Method of extraction of copper and gold from oxidized ores and technogenious wastes | |
| RU2075546C1 (en) | Method of processing of metal-containing sulfate electrolyte for recovery of copper | |
| RU2033446C1 (en) | Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates | |
| Freiberg | Bromine as a gold extractant | |
| SU1669994A1 (en) | Method of recovering gold and silver from cyanide solutions containing non-ferrous metals | |
| JPS5832235B2 (en) | How to produce lead from ores and concentrates | |
| CA1235577A (en) | Treatment of residues |