RU2173724C2 - Способ извлечения благородных металлов из шлаков - Google Patents

Способ извлечения благородных металлов из шлаков

Info

Publication number
RU2173724C2
RU2173724C2 RU99103424A RU99103424A RU2173724C2 RU 2173724 C2 RU2173724 C2 RU 2173724C2 RU 99103424 A RU99103424 A RU 99103424A RU 99103424 A RU99103424 A RU 99103424A RU 2173724 C2 RU2173724 C2 RU 2173724C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
minus
powder
fraction
separation
heavy
Prior art date
Application number
RU99103424A
Other languages
English (en)
Other versions
RU99103424A (ru
Inventor
Ю.А. Сидоренко
П.П. Смирнов
С.А. Темеров
Н.М. Кучин
А.А. Фисин
Original Assignee
Сидоренко Юрий Александрович
Смирнов Павел Павлович
Темеров Сергей Анатольевич
Кучин Николай Михайлович
Фисин Александр Андреевич
Filing date
Publication date
Application filed by Сидоренко Юрий Александрович, Смирнов Павел Павлович, Темеров Сергей Анатольевич, Кучин Николай Михайлович, Фисин Александр Андреевич filed Critical Сидоренко Юрий Александрович
Publication of RU99103424A publication Critical patent/RU99103424A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2173724C2 publication Critical patent/RU2173724C2/ru

Links

Abstract

Способ относится к аффинажному производству металлов платиновой группы (МПГ), золота и серебра. Шлаковые отходы измельчают в дробилке или в мельнице, и порошок классифицируют до получения порошка с частицами крупностью минус 3, минусовую фракцию подвергают разделению на тяжелую и легкую фракции в водной среде, тяжелую фракцию подвергают дополнительному обогащению методом разделительной плавки. Водную пульпу с легкой фракцией разделяют отстаиванием или фильтрацией, полученный раствор используют в качестве разделяющей среды для облегчения разделения воды от легкой фракции из порошка крупностью минус 3 мм дополнительно выделяют класс минус 0,2 мм. Способ позволяет увеличить извлечение благородных металлов. 1 з.п. ф-лы.

Description

Способ извлечения благородных металлов из шлаков относится к металлургии цветных металлов и может быть использован при переработке сырья и промпродуктов аффинажного производства золота, серебра и металлов платиновой группы.
Сырье аффинажного производства благородных металлов содержит примеси шлакообразующих оксидов неблагородных элементов: кремния, алюминия, магния, кальция, железа и др. Для нормального функционирования гидрометаллургической схемы аффинажа необходимо выводить указанные примеси в отгружаемые отходы производства. Эту роль выполняют шлаки, образующиеся в процессе пирометаллургического обогащения твердых промпродуктов производства. Для того чтобы удовлетворить требования аффинажного производства по качеству целевых продуктов обогащения и в то же время уменьшить потери со шлаками благородных металлов пирометаллургическую переработку промпродуктов аффинажа осуществляют в две стадии. Вначале состав шихты и режимы обогатительных плавок регулируют таким образом, чтобы получить богатый по содержанию благородных металлов тяжелый сплав. Получающийся при этом шлак, как правило, содержит довольно много благородных металлов, его называют оборотным. Затем оборотный шлак подвергают обеднительному переплаву, при этом получают более бедный продукт на основе оксидов, так называемый условно-отвальный шлак. Условно-отвальный шлак содержит по данным анализа проб, взятых из струи расплава при сливе из печи, еще от 100 до 1000 г/т МПГ и золота в сумме. Изо всех отходов аффинажного производства условно-отвальный шлак отличается наибольшей массой, поэтому количество содержащихся в нем благородных металлов весьма значительно. Для доизвлечения этих БМ условно-отвальные шлаки в виде отливок, опробованных отсечкой струи расплава при сливе печей, подвергают дополнительной переработке на предприятиях медно-никелевой отрасли. Отливки условно-отвального шлака плавят на получение медно-никелевого штейна вместе с медно-никелевыми концентратами. Недостатками такого способа переработки шлаков являются задалживание и даже безвозвратные потери благородных металлов в циклах получения меди и никеля. Кроме того, вследствие недостаточной достоверности проб, взятых из струи расплава (фактическое содержание благородных металлов в опробованных отливках шлака, как правило, выше, чем в пробе струи расплава) возникают неучтенные потери.
Известен способ извлечения благородных металлов из шлаков аффинажного производства, включающий измельчение до получения порошка крупностью 3-4 мм, разделение порошка на тяжелую и легкую фракции в водной среде, использование в качестве водной среды раствора, образующегося при обезвоживании легкой фракции, обогатительную плавку тяжелой фракции и переработку легкой фракции (хвостов) на предприятиях медно-никелевой отрасли (патент РФ N 2081927).
Прототипный способ позволяет извлечь из шлака часть неравномерно распределенных в нем включений фаз БМ, быстро вернуть их на извлечение в аффинажном производстве и получить удобный для опробования, однородный по содержанию благородных металлов отгружаемый продукт - хвосты, что в свою очередь способствует повышению точности взаиморасчетов между предприятиями и уменьшению за счет этого неучтенных потерь.
Однако в способе прототипа, как можно понять из его формулы, разделению на тяжелую и легкую фракции подвергают лишь ту часть порошка, которая имеет крупность в пределах от 3 до 4 мм. Отсюда недостаток способа - очень низкое извлечение благородных металлов в тяжелую фракцию, поскольку при измельчении получается мало частиц, размеры которых находятся в пределах от 3 до 4 мм. Дело в том, что при измельчении любых хрупких материалов в любых измельчительных агрегатах (мельницах или дробилках) наряду с частицами заданной крупности (3-4 мм) всегда получаются и более мелкие, причем выход фракции с частицами крупностью значительно меньше 3 мм многократно превышает выход фракции плюс 3 мм.
Техническим результатов является увеличение извлечения благородных металлов в тяжелую фракцию.
Технический результат достигается использованием способа извлечения благородных металлов из шлаков аффинажного производства, включающего измельчение до получения порошка заданной крупности, разделение порошка в водной среде на тяжелую и легкую фракции, выделение легкой фракции порошка из раствора, осветление раствора и использование его в качестве среды для разделения, обогащение тяжелой фракции плавкой, согласно изобретению продукт измельчения перед разделением в водной среде классифицируют по крупности и разделению в водной среде подвергают класс минус 3 мм. Кроме того, класс минус 3 мм перед разделением в водной среде дополнительно классифицируют на классы плюс 0,2 мм и минус 0,2 мм и разделению подвергают только класс плюс 0,2 мм.
При измельчении шлака аффинажного производства в молотковой дробилке, настроенной на получение порошка крупностью меньше 3 мм, выход фракции, крупность которой больше 2,5 мм, не превышал 8%, а в шаровой мельнице, настроенной на выгрузку порошка при достижении им крупности минус 4 мм, выход фракции крупнее 2,5 мм не превышал 2%. Поэтому подавляющая часть благородных металлов находится в классе минус 3 мм, а этот класс, согласно способу прототипа разделению на тяжелую и легкую фракцию не подвергается. Таким образом, максимально возможное извлечение благородных металлов в тяжелую фракцию по патенту N 2081927 не превышает 8%.
Технический результат, который достигается предлагаемым способом извлечения благородных металлов, основан на том, что в переработку вовлекается не узкий класс (3-4 мм) измельченного шлака, а значительная его часть, в которой содержится 90-96% всех благородных металлов.
Сущность предлагаемого изобретения поясняется примерами 1 и 2.
Пример 1. В течение 1995 года отливки шлака, содержащие по предварительному анализу металлов платиновой группы и золота в сумме от 100 до 1000 граммов на тонну измельчали в шаровой мельнице, настроенной на непрерывную выгрузку порошка при достижении его частицами крупности меньше 4 мм. Ситовой анализ типичной пробы полученного порошка показал наличие в нем следующих фракций, %:
Больше 2.5 мм - 1.28
Меньше 2.5 мм, но больше 0.6 мм - 44.10
Меньше 0.6 мм, но больше 0.1 мм - 46.42
Меньше 0.1 мм - 8.10
Как видно из результатов ситового анализа, более 98% измельченного в мельнице шлака имели фактическую крупность менее 3 мм. Среднее содержание благородных металлов в классе минус 3 мм общей массы порошка составило, г/т: платины-91, палладия-385, родия-73, иридия-29, рутения-76, золота-52. Полученный порошок пропускали через центробежный сепаратор Кнельсона, имеющий конус диаметром 7.5'', давление "разрыхляющей" воды поддерживали равным 8 фунтов на квадратный дюйм.
В результате сепарации из каждой тонны порошка шлака получили 7.8 кг тяжелой фракции. Тяжелая фракция содержала, %: платины 0.7, палладия 2.1, родия 0.73, иридия 0.18, рутения 0.81, золота 0.46. Таким образом, с каждой тысячи кг шлака извлекли в тяжелую фракцию, грамм: платины 53.22, палладия 164.29, родия 53.36 иридия 10.77, рутения 56.68, золота 41.11.
Тяжелую фракцию проплавили в тигельной индукционной печи, продукты плавки слили в графитовый отстойник. Получили обогащенный по БМ сплав, выход которого составил 24.8% от массы концентрата. Содержание в обогащенном сплаве МПГ и золота (в сумме) составило 20.0%. Выход шлака от плавки тяжелой фракции 70%, при содержании в нем указанных благородных металлов 210 г/т. Извлечение в тяжелый сплав всех благородных металлов составило около 99%.
Хвосты центробежного сепаратора содержали, г/т: платины 32.7, палладия 220, родия 20, иридия 18.2, рутения 19.4, золота 10.9.
Пример 2. Начиная с августа 1996 г. измельчение шлаков, содержащих МПГ и золото в пределах от 100 до 1000 г/т осуществляли с помощью молотковой дробилки. Заданная крупность порошка при дроблении 3 мм, фактический гранулометрический состав полученного продукта дробления по данным анализа частной пробы порошка характеризовался следующими данными, %:
Меньше 3 мм, но больше 2.5 мм - 7.12
Меньше 2.5 мм, но больше 0.63 мм - 52.59
Меньше 0.63 мм, но больше 0.1 мм - 32.86
Меньше 0.1 мм - 7.43
В июне-июле 1997 году на извлечение БМ с использованием центробежного сепаратора Кнельсона с 12-дюймовым конусом запустили порошок, полученный при измельчении шлака молотковой дробилкой до заданной крупности минус 3 мм. Исходные порошки были опробованы для анализа на содержание благородных металлов. Средневзвешенное содержание МПГ и золота составило 351.9 грамма на тонну.
Перед разделением в водной среде порошки подвергли дополнительному рассеиванию на вибросите с установленными на нем двумя сетками с размерами ячеек: одна 3 мм и вторая 0.2 мм. При этом было получено три класса порошка. Выход фракции плюс 3 мм не превышал 5%, его возвратили на молотковую дробилку. Выход класса минус 0.2 мм составил 8.8%, содержание в нем МПГ и золота в сумме составило 336.1 грамм на тонну. Его отгрузили на предприятие медно-никелевой отрасли как отход производства.
Сепарации подвергли класс минус 3 мм, плюс 0.2. После сепарации из каждой тонны шлака получили 7.4 кг тяжелой фракции при содержании в ней МПГ и золота 15030.3 граммов на тонну и хвосты с содержанием в них 282.1 граммов на тонну благородных металлов.
Тяжелая фракция была переработана аналогично примеру 1. Получили обогащенный по БМ сплав, выход которого составил 29.2% от массы концентрата. Содержание в обогащенном сплаве МПГ и золота (в сумме) составило 12.8% Выход шлака от плавки тяжелой фракции 65% при содержании в нем указанных благородных металлов 182 г/т. Извлечение в тяжелый сплав всех благородных металлов составило около 98%.
Легкая фракция (хвосты) была отгружена для переработки в медно-никелевом производстве.

Claims (2)

1. Способ извлечения благородных металлов из шлаков аффинажного производства, включающий измельчение до получения порошка заданной крупности, разделение порошка в водной среде на тяжелую и легкую фракции, выделение легкой фракции порошка из раствора, осветление раствора и использование его в качестве среды для разделения, обогащение тяжелой фракции плавкой, отличающийся тем, что продукт измельчения перед разделением в водной среде классифицируют по крупности и разделению в водной среде подвергают класс минус 3 мм.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что класс минус 3 мм перед разделением в водной среде дополнительно классифицируют на классы плюс 0,2 мм и минус 0,2 мм и разделению подвергают только класс плюс 0,2 мм.
RU99103424A 1999-02-22 Способ извлечения благородных металлов из шлаков RU2173724C2 (ru)

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU99103424A RU99103424A (ru) 2000-12-27
RU2173724C2 true RU2173724C2 (ru) 2001-09-20

Family

ID=

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US6199779B1 (en) Method to recover metal from a metal-containing dross material
CA2822873A1 (en) Comprehensive process for reclaiming metallic copper from high-grade furnace slag containing copper
CN107073478B (zh) 以回收包含在电子废弃物中的组分为目的而对这样的废弃物进行处理和移除的方法
US5427607A (en) Process for the recovery of metallic iron from slags and other residues
RU2173724C2 (ru) Способ извлечения благородных металлов из шлаков
RU2577777C1 (ru) Способ и технологическая линия обогащения отходов горно-обогатительных предприятий
RU2283182C1 (ru) Линия для обогащения золотосодержащих песков
RU2310512C2 (ru) Способ обогащения сульфидов
RU2281168C2 (ru) Способ флотационного разделения медно-никелевых файнштейнов
CA2279964C (en) Metal recovery from salt cake and other compositions
JPH057795A (ja) スパイラル選鉱機を用いた石炭の選別方法
RU2180011C2 (ru) Способ переработки лома изделий электронной техники
RU2081927C1 (ru) Способ извлечения благородных металлов из шлаков аффинажного производства
CN113088721A (zh) 一种从黄金熔炼渣中高效回收有价元素的方法
RU2111795C1 (ru) Поточная линия для переработки шлихового материала (плшм)
RU2104795C1 (ru) Способ разделения медных шлаков
Afolabi et al. Development of PGMs and chrome extraction circuit from UG-2 ore
KR100707110B1 (ko) 동전로 더스트의 처리방법
RU2103397C1 (ru) Способ переработки продуктов на оксидной основе, содержащих благородные металлы
JP6772036B2 (ja) 処理方法
RU2324749C1 (ru) Способ извлечения золота из рудных концентратов
RU2350394C2 (ru) Способ рудоподготовки окисленных и смешанных медных руд для выщелачивания
JP2021000586A (ja) 金属含有廃棄物の処理装置及び処理方法
RU2044080C1 (ru) Способ переработки смесей металлургических отходов
CN113293298B (zh) 一种回收粘土石墨坩埚中金和银的方法