RU2451759C1 - Method of copper electrorefining leaded slimes treatment (versions) - Google Patents
Method of copper electrorefining leaded slimes treatment (versions) Download PDFInfo
- Publication number
- RU2451759C1 RU2451759C1 RU2011106051/02A RU2011106051A RU2451759C1 RU 2451759 C1 RU2451759 C1 RU 2451759C1 RU 2011106051/02 A RU2011106051/02 A RU 2011106051/02A RU 2011106051 A RU2011106051 A RU 2011106051A RU 2451759 C1 RU2451759 C1 RU 2451759C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- silver
- antimony
- lead
- sludge
- 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 цветной металлургии, в частности к способам переработки шламов электрорафинирования меди, содержащих свинец, сурьму, золото, серебро и редкие халькогены.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing copper electrorefining sludges containing lead, antimony, gold, silver and rare chalcogenes.
Химический и фазовый составы медеэлектролитных шламов - промпродукта металлургического производства, концентрирующего драгоценные металлы и редкие халькогены, - зависят от типа и состава перерабатываемого сырья (см. таблицу 1).The chemical and phase compositions of copper-electrolyte sludge - a metallurgical industrial product concentrating precious metals and rare chalcogenes - depend on the type and composition of the processed raw materials (see table 1).
В никелистых шламах зерна фаз драгоценных металлов присутствуют преимущественно в индивидуальном состоянии со свободной от оксидных пленок поверхностью. Особенности их строения и состава делают переработку относительно простой. Основная присутствующая примесь - никель - может быть легко удалена вместе с медью известными, относительно простыми в реализации методами (автоклавное сернокислотное выщелачивание, жидкофазная сульфатизация).In nickel sludge, grains of phases of precious metals are present mainly in an individual state with a surface free of oxide films. The features of their structure and composition make processing relatively simple. The main impurity present - nickel - can be easily removed together with copper by known, relatively simple to implement methods (autoclave sulfuric acid leaching, liquid phase sulfatization).
Для свинцовистых шламов характерно наличие сростков оксидных фаз примесей с халькогенидами драгоценных металлов. Сростки представлены двумя типами частиц.For lead sludge, the presence of intergrowths of oxide phases of impurities with chalcogenides of precious metals is characteristic. The splices are represented by two types of particles.
Первые представляют собой зерна сульфата свинца с оболочкой халькогенидов серебра и/или меди-серебра, покрытой тончайшей пленкой вторичных оксидов сурьмы и мышьяка. Они повторяют форму и строение включений анодного металла (фигуры 1-2), однако за счет превращений, претерпеваемых при электрорафинировании, отличны по составу. Доля частиц с такой структурой в шламах тем выше, чем меньше содержание кислорода в аноде в форме закиси меди и больше соотношение Pb/(Se+Te).The first are lead sulfate grains with a shell of silver and / or copper-silver chalcogenides coated with a thin film of secondary antimony and arsenic oxides. They repeat the shape and structure of the inclusions of the anode metal (figures 1-2), however, due to the transformations undergoing during electrorefining, they are excellent in composition. The fraction of particles with such a structure in the sludge is the higher, the lower the oxygen content in the anode in the form of copper oxide and the greater the ratio of Pb / (Se + Te).
Вторые представляют собой объемные конгломераты переменного состава вторичного происхождения и состоят из тончайших частиц оксидов Sb-As, арсенатов и антимонатов цветных металлов с включениями халькогенидов серебра (фигура 2).The second are bulk conglomerates of variable composition of secondary origin and consist of the thinnest particles of Sb-As oxides, non-ferrous metal arsenates and antimonates with silver chalcogenides inclusions (Figure 2).
Эффективное обогащение свинцовистых шламов возможно только при организации специальных операций по удалению свинца и сурьмы, поскольку их извлечение из шламов в процессе обезмеживания в сернокислых средах невозможно.Effective enrichment of lead sludge is possible only with the organization of special operations to remove lead and antimony, since it is impossible to extract them from sludge in the process of decontamination in sulfate environments.
В литературе описаны методы химического (выщелачивание растворами аминов, хлоридов натрия и/или кальция, гидроксида натрия, смесью уксусной кислоты и ацетата аммония) и механического извлечения свинца (флотация) из медеэлектролитных шламов.The literature describes chemical methods (leaching with solutions of amines, sodium and / or calcium chlorides, sodium hydroxide, a mixture of acetic acid and ammonium acetate) and mechanical extraction of lead (flotation) from copper electrolyte sludge.
Применение способов химического обессвинцевания сопряжено с получением больших объемов неустойчивых, агрессивных растворов (при выщелачивании хлоридами), а также дороговизной реагентов (выщелачивание растворами этилендиамина).The use of chemical lead-free methods involves the production of large volumes of unstable, aggressive solutions (when leaching with chlorides), as well as the high cost of reagents (leaching with solutions of ethylene diamine).
Способы механического обогащения характеризуются более низкими капитальными и передельным затратами при соизмеримых показателях по извлечению свинца, однако из-за особенностей химического и фазового состава шламов не всегда эффективны.Methods of mechanical enrichment are characterized by lower capital and conversion costs with comparable indicators for the recovery of lead, however, due to the peculiarities of the chemical and phase composition of the sludge, it is not always effective.
Известен способ флотационно-автоклавной переработки шламов электрорафинирования никеля (И.Н.Масленицкий. Флотационно-автоклавная схема переработки анодных шламов никелевого электролиза. Цветные металлы, 1959, №7, с.36-40), согласно которому шлам репульпируют и флотируют в сернокислом растворе по схеме, включающей основную флотацию и двукратную перечистку концентрата. Полученный пенный продукт подвергают магнитной сепарации для удаления ферритов и затем выщелачивают водой в автоклаве при температуре 115-120°С и парциальном давлении кислорода 1,5-2,0 МПа с целью удаления сульфидов цветных металлов. В оборотные продукты - магнитный концентрат (0,86% Pd) и хвосты флотации (~700 г/т Pd), извлекается 3,7% палладия. Эти продукты предлагают плавить на сульфидный сплав, который после дробления и измельчения присоединять к исходному шламу. Прямое извлечение палладия в концентрат - 95,3%.A known method of flotation-autoclave processing of nickel electrorefining sludge (I.N. Maslenitsky. Flotation-autoclave processing scheme of anode sludge of nickel electrolysis. Non-ferrous metals, 1959, No. 7, p. 36-40), according to which the sludge is repulped and floated in sulfuric acid solution according to the scheme, including the main flotation and double purification of the concentrate. The resulting foam product is subjected to magnetic separation to remove ferrites and then leached with water in an autoclave at a temperature of 115-120 ° C and a partial oxygen pressure of 1.5-2.0 MPa in order to remove non-ferrous sulfides. In the circulating products — magnetic concentrate (0.86% Pd) and flotation tailings (~ 700 g / t Pd), 3.7% of palladium is recovered. These products suggest melting on a sulfide alloy, which after crushing and grinding is attached to the original sludge. Direct extraction of palladium in concentrate - 95.3%.
Данный способ не применим для переработки свинец - и сурьмусодержащих шламов, т.к. даже длительная сернокислотная репульпация не позволяет очистить поверхность халькогенидов драгоценных металлов от пленок оксидов сурьмы и мышьяка, разрушить матричную составляющую и индивидуализировать зерна фаз драгоценных металлов. Неэффективность магнитной сепарации для медных шламов очевидна ввиду отсутствия сколько-нибудь значимого количества магнитных фаз.This method is not applicable for the processing of lead - and antimony-containing sludge, because even prolonged sulfuric acid repulpation does not allow cleaning the surface of precious metal chalcogenides from antimony and arsenic oxide films, destroying the matrix component and individualizing the phase grains of precious metals. The inefficiency of magnetic separation for copper sludge is obvious due to the absence of any significant number of magnetic phases.
Широко известен применяемый в промышленности способ низкотемпературной жидкофазной сульфатизации шламов, согласно которому влажный шлам заливают концентрированной серной кислотой и выдерживают при температуре 120-180°С в течение 3-8 часов. После охлаждения пульпу сульфатизации выщелачивают водой и фильтруют. Способ обеспечивает высокое извлечение в раствор цветных металлов и частичное - мышьяка при практически полном концентрировании драгоценных металлов, редких халькогенов, а также сурьмы и свинца в нерастворимом остатке.The method of low-temperature liquid-phase sulfatization of sludge is widely used in industry, according to which wet sludge is poured with concentrated sulfuric acid and kept at a temperature of 120-180 ° C for 3-8 hours. After cooling, the sulfation pulp is leached with water and filtered. The method provides high extraction of non-ferrous metals into the solution and partial recovery of arsenic with almost complete concentration of precious metals, rare chalcogenes, as well as antimony and lead in an insoluble residue.
Недостатком данного способа является низкая степень обогащения шлама.The disadvantage of this method is the low degree of enrichment of sludge.
Также существует способ обогащения шламов электролиза никеля и других продуктов, содержащих платиновые металлы, золото и серебро (патент РФ №2276195). Согласно способу шлам подвергают автоклавному окислительному выщелачиванию в растворе серной кислоты при температуре 108-110°С и парциальном давлении кислорода 0,4-1,0 МПа, а затем флотируют.There is also a method of enrichment of sludge from electrolysis of nickel and other products containing platinum metals, gold and silver (RF patent No. 2276195). According to the method, the sludge is subjected to autoclave oxidative leaching in a solution of sulfuric acid at a temperature of 108-110 ° C and a partial oxygen pressure of 0.4-1.0 MPa, and then float.
Предшествующее флотации окислительное низкотемпературное автоклавное выщелачивание позволяет селективно перевести в раствор цветные металлы (за исключением трудновскрываемых оксидов и ферритов никеля) и значительную часть серы, а также подготовить шлам к флотации.The pre-flotation oxidative low-temperature autoclave leaching allows one to selectively transfer non-ferrous metals (with the exception of hard-to-open nickel oxides and ferrites) and a significant part of sulfur, as well as to prepare sludge for flotation.
Недостатком данного способа является то, что он не может быть применен для переработки свинцовистых медеэлектролитных шламов, обогащенных сурьмой и мышьяком, так как не учитывает особенностей их фазового состава и, соответственно, не обеспечивает необходимую для индивидуализации зерен фаз драгоценных металлов и активации их поверхности глубину протекания процессов при автоклавном выщелачивании. Условия проведения автоклавного выщелачивания являются необходимыми, но не достаточными для получения флотируемых пульп.The disadvantage of this method is that it cannot be used for the processing of lead copper electrolyte sludges enriched with antimony and arsenic, since it does not take into account the peculiarities of their phase composition and, therefore, does not provide the depth of flow necessary for the individualization of phase grains of precious metals and the activation of their surface autoclave leaching processes. Autoclave leaching conditions are necessary, but not sufficient, to produce floatable pulps.
Наиболее близким техническим решением к заявляемому способу, принятому в качестве ближайшего аналога - прототипа изобретения, является способ обработки медеэлектролитных шламов, реализованный на двух металлургических заводах в Китае (Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт, М., Металлургия, 1991, с.242-243).The closest technical solution to the claimed method, adopted as the closest analogue to the prototype of the invention, is a method for processing copper electrolyte sludge, implemented at two metallurgical plants in China (Meretukov M.A., Orlov A.M. Metallurgy of precious metals. Foreign experience, M ., Metallurgy, 1991, p. 242-243).
Способ заключается в том, что шлам выщелачивают разбавленной серной кислотой при температуре 80°С в присутствии хлората натрия, затем обрабатывают медным скрапом и активированным углем с целью выделения золота, перешедшего в раствор в процессе выщелачивании, и фильтруют. Для перевода серебра в металлическую форму полученный кек обрабатывают железным порошком. Восстановленное серебро флотируют в кислой среде с добавлением железного порошка, бутиламинового аэро-влота и бутилового ксантогената в качестве реагентов.The method consists in the fact that the sludge is leached with dilute sulfuric acid at a temperature of 80 ° C in the presence of sodium chlorate, then treated with copper scrap and activated carbon in order to isolate the gold that has passed into the solution during the leaching process and is filtered. To convert silver into a metal form, the resulting cake is treated with iron powder. Reduced silver is floated in an acidic environment with the addition of iron powder, butylamine aero-volot and butyl xanthate as reagents.
Полученный концентрат содержит 54,9% серебра, 0,182% золота, 1,92% селена, 0,87% меди и 2,78% свинца. Извлечение золота и серебра по совокупности операций выщелачивание - флотация составляет 99,04 и 99,2% соответственно.The resulting concentrate contains 54.9% silver, 0.182% gold, 1.92% selenium, 0.87% copper and 2.78% lead. Extraction of gold and silver by the combination of leaching - flotation operations is 99.04 and 99.2%, respectively.
Недостатками ближайшего аналога (прототипа) являются возможность образования трудно восстановимого селенат-иона в процессе выщелачивания, и необходимость четкого дозирования медного скрапа для предотвращения возможности вторичного осаждения в кек значительных количеств селена. Кроме того, хлорат натрия является дорогостоящим реагентом, предъявляющим особые требования к условиям хранения и использования из-за своей взрывоопасности.The disadvantages of the closest analogue (prototype) are the possibility of the formation of difficult to recover selenate ion in the leaching process, and the need for a clear dosing of copper scrap to prevent the possibility of secondary precipitation of significant amounts of selenium into cake. In addition, sodium chlorate is an expensive reagent that has special requirements for storage and use due to its explosiveness.
Задачей настоящего изобретения является разработка способа переработки шламов электрорафинирования меди, обеспечивающего высокую степень обогащения.The objective of the present invention is to develop a method for processing sludges of electrorefining of copper, providing a high degree of enrichment.
Техническим результатом, достигаемым изобретением, является получение богатого коллективного концентрата, пригодного для производства драгоценных металлов и селена любым известным способом, и продукта, содержащего свинец, сурьму и мышьяк, подходящего для переработки в свинцовом производстве. Применение данного способа к свинцовистым медным шламам позволяет сократить массу материала и повысить содержание в нем драгоценных металлов в 3,6-4,8 раза при прямом извлечении суммы золота и серебра в концентрат до 99,8%.The technical result achieved by the invention is to obtain a rich collective concentrate suitable for the production of precious metals and selenium by any known method, and a product containing lead, antimony and arsenic, suitable for processing in lead production. The application of this method to lead copper sludge can reduce the weight of the material and increase the content of precious metals in it 3.6-4.8 times with direct extraction of the amount of gold and silver in concentrate up to 99.8%.
По первому варианту технический результат достигается тем, что в способе обогащения свинцовистых шламов электрорафинирования меди, содержащих свинец, сурьму, мышьяк, золото и серебро, последовательным проведением операций автоклавного окислительного выщелачивания и флотации согласно изобретению выщелачивание проводят в автоклаве при температуре 104-106°С с использованием в качестве окислителя кислорода, парциальное давление которого 0,02-0,1 МПа, при перемешивании до получения однородной суспензии и интенсивности, обеспечивающей скорость абсорбции кислорода не менее 0,001 моль О2/м3·час·Па.According to the first embodiment, the technical result is achieved by the fact that in the method of enriching lead-like sludges of copper electrorefining containing lead, antimony, arsenic, gold and silver by successive autoclave oxidative leaching and flotation operations according to the invention, the leaching is carried out in an autoclave at a temperature of 104-106 ° C using oxygen as an oxidizing agent, the partial pressure of which is 0.02-0.1 MPa, with stirring until a homogeneous suspension and an intensity that provides a speed v oxygen absorption of at least 0.001 mol of O 2 / m 3 · h · Pa.
А в другом основном варианте технический результат достигается тем, что в способе обогащения свинцовистых шламов электрорафинирования меди, содержащих свинец, сурьму, мышьяк, золото и серебро, включающем последовательное проведение операций жидкофазной сульфатизации, выщелачивания и флотации, согласно изобретению перед выщелачиванием проводят жидкофазную сульфатизацию при температуре 160-200°С и выщелачивание ведут раствором сульфата железа (II), содержащем железо в количестве, необходимом для восстановления присутствующих в жидкой части пульпы сульфатизации сурьмы, мышьяка и селена.And in another main embodiment, the technical result is achieved by the fact that in the method of enrichment of lead sludges of copper electrorefining containing lead, antimony, arsenic, gold and silver, including sequential liquid phase sulfatization, leaching and flotation operations, according to the invention, liquid phase sulfatization is carried out before leaching at a temperature 160-200 ° C and leaching are carried out with a solution of iron (II) sulfate containing iron in the amount necessary to restore those present in the liquid five pulp sulphatization antimony, arsenic and selenium.
Предшествующее флотации автоклавное выщелачивание шламов обеспечивает подготовку материала к флотации - активацию поверхности халькогенидов, индивидуализацию фаз драгоценных металлов и примесных элементов за счет последовательно-параллельного протекания процессов 1-5, причем вклад каждого из них определяется режимами выщелачивания:The autoclave leaching of sludges preceding flotation provides preparation of the material for flotation — activation of the surface of chalcogenides, individualization of the phases of precious metals and impurity elements due to sequentially parallel processes 1-5, the contribution of each of them being determined by leaching modes:
1) растворения матричной составляющей и оксидных пленок с поверхности халькогенидов с переводом в жидкую часть пульпы сурьмы, мышьяка, серебра и других элементов, входящих в их состав;1) dissolution of the matrix component and oxide films from the surface of chalcogenides with the transfer to the liquid part of the pulp of antimony, arsenic, silver and other elements included in their composition;
2) выщелачивания меди и теллура из селенотеллурида меди-серебра;2) leaching of copper and tellurium from copper-silver selenotelluride;
3) обменного взаимодействие серебра с нестехиометрическими селенотеллуридами меди-серебра;3) exchange interaction of silver with non-stoichiometric copper-silver selenotellurides;
4) упорядочения кристаллической решетки селенотеллуридов меди-серебра и соединений, образующих матричную составляющую и пленки на поверхности халькогенидов под действием повышенной температуры;4) the ordering of the crystal lattice of copper-silver selenotellurides and compounds forming the matrix component and films on the surface of chalcogenides under the influence of elevated temperature;
5) окисления перешедших в жидкую часть пульпы сурьмы и мышьяка до высших степеней окисления и вторичное их осаждение в кек в виде смешанных оксидов сурьмы-мышьяка и сурьмы-свинца.5) oxidation of antimony and arsenic pulps that have passed into the liquid part to higher oxidation states and their secondary precipitation into cake in the form of mixed oxides of antimony-arsenic and antimony-lead.
В условиях, когда транспорт кислорода не является лимитирующей стадией, окисление компонентов шлама (процессы 2, 5) опережает процессы упорядочения кристаллических решеток (процесс 4). При этом достигаются чрезвычайно глубокое обезмеживание шлама (содержание меди в нерастворимом остатке менее 0,05%) и высокие показатели последующего флотационного разделения, определяющиеся глубиной окисления сурьмяных и мышьяковых фаз.Under conditions when oxygen transport is not a limiting stage, the oxidation of sludge components (processes 2, 5) is ahead of the ordering of crystal lattices (process 4). In this case, extremely deep sludge decontamination is achieved (the copper content in the insoluble residue is less than 0.05%) and high rates of subsequent flotation separation, determined by the oxidation depth of antimony and arsenic phases.
При реализации автоклавного выщелачивания в условиях дефицита кислорода роль процессов упорядочения кристаллических решеток становится весьма существенной. Пассивирующие пленки на поверхности халькогенидов и матричная составляющая становятся более упорными по отношению к жидкой части пульпы, что приводит к снижению (вплоть до нуля) флотационной активности пульп.In the implementation of autoclave leaching under conditions of oxygen deficiency, the role of the ordering of crystal lattices becomes very significant. Passivating films on the surface of chalcogenides and the matrix component become more resistant to the liquid part of the pulp, which leads to a decrease (down to zero) of flotation activity of the pulps.
Уменьшение температуры выщелачивания приводит к замедлению всех процессов, протекающих при автоклавном окислительном выщелачивании. Однако кинетика химических реакций (процессы 2, 5) более подвержена влиянию данного фактора, нежели темп упорядочения кристаллических решеток (процесс 4).A decrease in the leaching temperature slows down all the processes that occur during autoclave oxidative leaching. However, the kinetics of chemical reactions (processes 2, 5) is more influenced by this factor than the rate of ordering of crystal lattices (process 4).
Таким образом, получение флотируемых пульп при автоклавном выщелачивании возможно только при значительном превышении скорости окисления (процессы 2, 5) над скоростью упорядочения кристаллических решеток (процесс 4) компонентов шлама, что достигается поддержанием режимных параметров в указанном диапазоне. Выход значений парциального давления кислорода, скорости абсорбции кислорода и температуры за нижнюю границу диапазона (0,02 МПа, 0,001 моль О2/м3·час·Па и 104°С соответственно) приводит к изменению соотношения вышеуказанных скоростей и получению нефлотируемых пульп. Повышение парциального давления кислорода и температуры сверх 0,15 МПа и 106°С соответственно приводит к увеличению потерь селена с растворами выщелачивания, однако не оказывает существенного влияния на показатели флотации.Thus, the production of floatable pulps by autoclave leaching is possible only if the oxidation rate (processes 2, 5) is significantly higher than the order of crystal lattices (process 4) of the sludge components, which is achieved by maintaining the operating parameters in the indicated range. The output of the partial oxygen pressure, oxygen absorption rate and temperature beyond the lower limit of the range (0.02 MPa, 0.001 mol O 2 / m 3 · h · Pa and 104 ° C, respectively) leads to a change in the ratio of the above velocities and the production of non-floatable pulps. An increase in the partial pressure of oxygen and temperature in excess of 0.15 MPa and 106 ° C, respectively, leads to an increase in the loss of selenium with leach solutions, but does not significantly affect the flotation indices.
При сульфатизации при температуре выше 160°С происходят окисление и растворение большого количества компонентов шлама: сурьма и мышьяк переходят в раствор в высших степенях окисления; халькогениды меди, меди-серебра и серебра окисляются с образованием сульфата меди, сульфата серебра и октаселенбисульфата (Se8(HSO4)2).During sulfatization at temperatures above 160 ° C, oxidation and dissolution of a large number of sludge components occur: antimony and arsenic go into solution in higher oxidation states; chalcogenides of copper, copper-silver and silver are oxidized to form copper sulfate, silver sulfate and octaselenbisulfate (Se 8 (HSO 4 ) 2 ).
При выщелачивании пульпы сульфатизации водой октаселенбисульфат дис-пропорционирует на селенистую кислоту и элементарный селен, который взаимодействует с серебром и формирует на поверхности сульфата свинца осадок вторичного селенида серебра (фигура 3, реакции 1-2). При гидролизе сульфата сурьмы как в объеме раствора, так и на поверхности твердых частиц (в том числе халькогенидов), формируется осадок, подавляющий флотационную активность частицWhen sulphation pulp is leached with water, octaselenbisulfate disproportionates to selenic acid and elemental selenium, which interacts with silver and forms a precipitate of secondary silver selenide on the surface of lead sulfate (Figure 3, reactions 1-2). During the hydrolysis of antimony sulfate both in the volume of the solution and on the surface of solid particles (including chalcogenides), a precipitate is formed that inhibits the flotation activity of particles
При выщелачивании пульпы сульфатизации, содержащей октаселенбисульфат и бисульфат серебра, раствором сульфата железа (II) происходит непосредственное образование селенида серебра в виде индивидуальных правильных кристаллов кубической формы (фигура 4, реакция 3). Сурьма и мышьяк восстанавливаются и быстро и полно выпадают в осадок в виде сфероидальных зерен, причем формирование осадка происходит не на поверхности твердых частиц, как это наблюдается при выщелачивании водой, а в объеме раствораWhen the sulfatization pulp containing octaselenbisulfate and silver bisulfate is leached with a solution of iron (II) sulfate, the direct formation of silver selenide occurs in the form of individual regular cubic crystals (figure 4, reaction 3). Antimony and arsenic are restored and quickly and completely precipitate in the form of spheroidal grains, and the formation of the precipitate does not occur on the surface of solid particles, as is observed during leaching with water, but in the volume of the solution
Снижение температуры сульфатизации ниже 160°С не дает положительного эффекта, поскольку процесс окисления селенотеллурида меди-серебра шлама до окстаселенбисульфата будет подавлен, повышение температуры более 200°С не окажет положительного влияния на показатели процесса, однако приведет к повышенным энергозатратам.Lowering the sulfatization temperature below 160 ° C does not have a positive effect, since the oxidation of copper-silver selenotelluride sludge to okstaselenbisulfate will be suppressed, a temperature increase of more than 200 ° C will not have a positive effect on the process, but will lead to increased energy costs.
Далее приведены результаты лабораторных и укрупненно-лабораторных опытов.The following are the results of laboratory and enlarged laboratory experiments.
Способ по пункту 1The method according to paragraph 1
Пример 1. Навеску медного шлама массой 150 г состава, %: 11,5 Ag, 4,9 Se, 15,3 Pb, 7,3 Sb, 15,9 Сu выщелачивали в автоклаве емкостью 1 дм3 с перемешивающим устройством, обеспечивающим скорость абсорбции кислорода 0,21 мольО2/м3·час·Па, при температуре 104-106°С и парциальном давлении кислорода 0,1 МПа. Полученный кек флотировали в замкнутом цикле с двумя перечистками концентрата и контрольной флотацией хвостов.Example 1. A sample of copper sludge weighing 150 g of the composition,%: 11.5 Ag, 4.9 Se, 15.3 Pb, 7.3 Sb, 15.9 Cu was leached in an autoclave with a capacity of 1 dm 3 with a stirring device providing speed oxygen absorption of 0.21 mol O 2 / m 3 · h · Pa, at a temperature of 104-106 ° C and a partial oxygen pressure of 0.1 MPa. The obtained cake was floated in a closed cycle with two concentrate purifications and tail flotation control.
По совокупности операций автоклавное окислительное выщелачивание - флотация шлам обогащается 4,2 раза. Флотоконцентрат содержит 51,0% серебра, 18% селена, 9,1% свинца, 6,1% сурьмы. Хвосты содержат 0,2% серебра. Прямое извлечение серебра в концентрат составляет 99,5%; в хвосты извлекается 85,1% свинца и 79,3% сурьмы; извлечение селена в раствор ~ 1% от содержания в исходном шламе.According to the totality of operations, autoclave oxidative leaching - flotation of sludge is enriched 4.2 times. The flotation concentrate contains 51.0% silver, 18% selenium, 9.1% lead, and 6.1% antimony. Tails contain 0.2% silver. Direct extraction of silver into concentrate is 99.5%; 85.1% of lead and 79.3% of antimony are recovered in tails; extraction of selenium into the solution ~ 1% of the content in the initial sludge.
Пример 2. Навеску медного шлама массой 4,2 кг состава, %: 12,4 Ag, 5,1 Se, 15,3 Pb, 7,5 Sb, 17,6 Сu выщелачивали в автоклаве емкостью 25 дм3 с перемешивающим устройством, обеспечивающим скорость абсорбции кислорода 0,017 мольО2/м3·час·Па, при температуре 104-106°С, парциальном давлении кислорода 0,1 МПа. Полученный кек флотировали в замкнутом цикле с тремя перечистками концентрата и контрольной флотацией хвостов.Example 2. A portion of copper sludge weighing 4.2 kg of the composition,%: 12.4 Ag, 5.1 Se, 15.3 Pb, 7.5 Sb, 17.6 Cu leached in an autoclave with a capacity of 25 dm 3 with a mixing device, providing an oxygen absorption rate of 0.017 molO 2 / m 3 · h · Pa, at a temperature of 104-106 ° C, a partial oxygen pressure of 0.1 MPa. The obtained cake was floated in a closed cycle with three purifications of the concentrate and control tail flotation.
По совокупности операций автоклавное окислительное выщелачивание - флотация шлам обогащается 3,6 раза. Флотоконцентрат содержит 45,0% серебра, 16,2% селена, 13,7% свинца, 6,9% сурьмы. Хвосты содержат 0,5% серебра. Прямое извлечение серебра в концентрат составляет 98,9%; в хвосты извлекается 73,5% свинца и 73,8% сурьмы; извлечение селена в раствор ~ 1% от содержания в исходном шламе.According to the totality of operations, autoclave oxidative leaching - flotation of sludge is enriched 3.6 times. The flotation concentrate contains 45.0% silver, 16.2% selenium, 13.7% lead, 6.9% antimony. Tails contain 0.5% silver. Direct extraction of silver into concentrate is 98.9%; 73.5% of lead and 73.8% of antimony are recovered in tails; extraction of selenium into the solution ~ 1% of the content in the initial sludge.
Способ по пункту 2The method according to paragraph 2
Пример 3. Навеску медного шлама массой 150 г состава 11,5 Ag, 4,9 Se, 15,3 Pb, 7,3 Sb, 15,9 Сu подвергали жидкофазной сульфатизации при температуре 180°С, затем выщелачивали в растворе сульфата железа (II), содержащем 27,2 г железа при температуре ~100°С. Полученный кек флотировали в замкнутом цикле с тремя перечистками концентрата и контрольной флотацией хвостов.Example 3. A sample of copper sludge weighing 150 g of the composition 11.5 Ag, 4.9 Se, 15.3 Pb, 7.3 Sb, 15.9 Cu was subjected to liquid-phase sulfatization at a temperature of 180 ° C, then leached in a solution of iron sulfate ( II) containing 27.2 g of iron at a temperature of ~ 100 ° C. The obtained cake was floated in a closed cycle with three concentrate purifications and tail flotation control.
По совокупности операций жидкофазная сульфатизация - выщелачивание в растворе сульфата железа (II) - флотация шлам обогащается 4,8 раза. Флотоконцентрат содержит 55% серебра, 8% свинца, 2,7% сурьмы. Хвосты содержат 0,5% серебра. Прямое извлечение серебра в концентрат составляет 98,7%; в хвосты извлекается 89% свинца и 78,8% сурьмы; извлечение селена в раствор <0,1% от содержания в исходном шламе.According to the set of operations, liquid-phase sulfatization — leaching of iron (II) sulfate in a solution — flotation of sludge is enriched 4.8 times. The flotation concentrate contains 55% silver, 8% lead, 2.7% antimony. Tails contain 0.5% silver. Direct extraction of silver into concentrate is 98.7%; 89% of lead and 78.8% of antimony are recovered in tails; extraction of selenium in solution <0.1% of the content in the initial sludge.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011106051/02A RU2451759C1 (en) | 2011-02-17 | 2011-02-17 | Method of copper electrorefining leaded slimes treatment (versions) |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011106051/02A RU2451759C1 (en) | 2011-02-17 | 2011-02-17 | Method of copper electrorefining leaded slimes treatment (versions) |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2451759C1 true RU2451759C1 (en) | 2012-05-27 |
Family
ID=46231678
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2011106051/02A RU2451759C1 (en) | 2011-02-17 | 2011-02-17 | Method of copper electrorefining leaded slimes treatment (versions) |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2451759C1 (en) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE2737928A1 (en) * | 1976-08-26 | 1978-03-02 | Inspiration Cons Copper | PROCESS FOR THE RECOVERY OF METAL CONTENT FROM COPPER REFINING SLUDGE |
| US4293332A (en) * | 1977-06-08 | 1981-10-06 | Institute Of Nuclear Energy Research | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime |
| CA1116869A (en) * | 1978-07-19 | 1982-01-26 | John D. Prater | Recovery of copper from arsenic-containing metallurgical waste materials |
| US4352786A (en) * | 1981-02-24 | 1982-10-05 | Institute Of Nuclear Energy Research | Treatment of copper refinery anode slime |
| RU2211251C2 (en) * | 2001-09-04 | 2003-08-27 | Петрик Виктор Иванович | Method of selective extraction of metals of platinum group from anode sludge |
| RU2397259C1 (en) * | 2009-03-10 | 2010-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") | Procedure for processing silver containing lead wastes at extraction of silver and lead as products |
-
2011
- 2011-02-17 RU RU2011106051/02A patent/RU2451759C1/en active
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE2737928A1 (en) * | 1976-08-26 | 1978-03-02 | Inspiration Cons Copper | PROCESS FOR THE RECOVERY OF METAL CONTENT FROM COPPER REFINING SLUDGE |
| US4293332A (en) * | 1977-06-08 | 1981-10-06 | Institute Of Nuclear Energy Research | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime |
| CA1116869A (en) * | 1978-07-19 | 1982-01-26 | John D. Prater | Recovery of copper from arsenic-containing metallurgical waste materials |
| US4352786A (en) * | 1981-02-24 | 1982-10-05 | Institute Of Nuclear Energy Research | Treatment of copper refinery anode slime |
| RU2211251C2 (en) * | 2001-09-04 | 2003-08-27 | Петрик Виктор Иванович | Method of selective extraction of metals of platinum group from anode sludge |
| RU2397259C1 (en) * | 2009-03-10 | 2010-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") | Procedure for processing silver containing lead wastes at extraction of silver and lead as products |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| МЕРЕТУКОВ М.А., ОРЛОВ A.M. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1991, с.242-243. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101775498B (en) | Pretreatment method of copper anode mud | |
| CA2639165C (en) | Method for recovering metal from ore | |
| Moradkhani et al. | Selective zinc alkaline leaching optimization and cadmium sponge recovery by electrowinning from cold filter cake (CFC) residue | |
| CN105039713A (en) | Method for leaching solid arsenic out of arsenic sulfide slag through one step and enriching valuable metal | |
| CN101693952A (en) | Method for recovering manganese and lead from electrolytic manganese anode mud | |
| CN108138258B (en) | Method for removing arsenic from arsenic-containing material | |
| CN107779599B (en) | A kind of preparation and its application method of rare precious metal complex reducing agent | |
| Shabani et al. | As, Sb, and Fe removal from industrial copper electrolyte by solvent displacement crystallisation technique | |
| JP6960070B1 (en) | How to recover valuable metals | |
| CN105886785A (en) | Method for preparing high-purity silver powder from silver-rich residue containing high selenium and tellurium | |
| CN104762471B (en) | Method for tellurium residue enhanced leaching | |
| Zheng et al. | Industrial experiment of copper electrolyte purification by copper arsenite | |
| Kumar et al. | Recovery of cadmium from hydrometallurgical zinc smelter by selective leaching | |
| RU2451759C1 (en) | Method of copper electrorefining leaded slimes treatment (versions) | |
| CN105523590A (en) | Method for preparing ferric chloride | |
| CN104099480B (en) | A kind of slag bismuth oxide prepares the method for bismuth electrolytic solution | |
| JP2010285639A (en) | Method for concentrating noble metal in refining raw material containing dental material-polished powder by floatation process | |
| JP2008260683A (en) | Iron arsenate powder | |
| CN105983707B (en) | A method of high-purity rhenium powder is prepared from rhenium-containing high arsenic-and copper-bearing sulfide | |
| US3781405A (en) | Method of removing dissolved ferric iron from iron-bearing solutions | |
| JP5833621B2 (en) | Pretreatment method for copper-containing molybdenite | |
| CN103484693A (en) | Harmlessness method for treating arsenic in antimony oxide | |
| JP2011195935A (en) | Method for separating and recovering platinum group element | |
| Wu et al. | Arsenic Removal from Cu–As-Containing Filter Cakes by Na 2 CO 3 Leaching | |
| US1869259A (en) | Process for extracting and separating cadmium |