RU2510669C2 - Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья - Google Patents

Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья Download PDF

Info

Publication number
RU2510669C2
RU2510669C2 RU2012134684/02A RU2012134684A RU2510669C2 RU 2510669 C2 RU2510669 C2 RU 2510669C2 RU 2012134684/02 A RU2012134684/02 A RU 2012134684/02A RU 2012134684 A RU2012134684 A RU 2012134684A RU 2510669 C2 RU2510669 C2 RU 2510669C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
pulp
extraction
metals
stage
cathode
Prior art date
Application number
RU2012134684/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2012134684A (ru
Inventor
Арье БАРБОЙ
Юрий Николаевич Фильцев
Валерий Федорович ДЕВБИЛОВ
Original Assignee
Арье БАРБОЙ
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 Арье БАРБОЙ filed Critical Арье БАРБОЙ
Priority to RU2012134684/02A priority Critical patent/RU2510669C2/ru
Publication of RU2012134684A publication Critical patent/RU2012134684A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2510669C2 publication Critical patent/RU2510669C2/ru

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/20Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of noble metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25BELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES FOR THE PRODUCTION OF COMPOUNDS OR NON-METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25B1/00Electrolytic production of inorganic compounds or non-metals
    • C25B1/01Products
    • C25B1/24Halogens or compounds thereof
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья включает стадию электрообработки пульпы измельченного сырья в хлоридном растворе и последующую стадию извлечения товарных металлов, в котором обе стадии проводят в реакторе с использованием по меньшей мере одного бездиафрагменного электролизера. На стадию электрообработки подают пульпу измельченного сырья с соотношением Т:Ж=1:(1-20) в хлоридном растворе с концентрацией по хлору 60-180 г/л, которую подкисляют до рН 0,2-1,0. На начальном этапе стадии электрообработки при перемешивании пульпы устанавливают объемную плотность тока в диапазоне 1000-10000 А/м3 при напряжении на электролизере 2-5 В, которое поддерживают постоянным. Процесс завершения электрообработки пульпы фиксируют по факту перехода через максимум временной зависимости величины тока и последующего достижения значения рН=1-2. Обработанную пульпу передают на стадию извлечения товарных металлов, для чего устанавливают в электролизере катодную плотность тока в диапазоне 50-200 А/м2. Стадию извлечения считают завершенной при достижении значения рН 3-7, после чего катодные осадки обеих упомянутых стадий объединяют и направляют на получение металлов известными способами. Технический результат - возможность попутного извлечения товарного металла непосредственно в процессе электрохлоринации пульпы рудного материала с последующим доизвлечением искомых металлов на тех же самых катодах. 10 з.п. ф-лы, 3 ил., 1 табл.

Description

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, а именно к гидрометаллургическим способам переработки упорных золото-, серебросодержащих концентратов и руд.
Известно, что извлечение металлов из упорных золотосодержащих руд, в которых благородные металлы сосредоточены в сульфидных минералах в виде изоморфной примеси или в виде твердого раствора и недоступны для прямого цианирования, представляет значительные технологические трудности. Наиболее широко распространенный в мире процесс является многостадийным, предусматривает окислительный обжиг в печи, цианирование огарка с получением золотосодержащих растворов, извлечение из них золота с использованием сорбции, цементации или электролиза. Известен также процесс гидрохлорирования упорных руд, способный решить задачу комплексного извлечения ценных компонентов ввиду высокой химической активности хлора в отношении золота, но меньшей к компонентам пустой породы.
Вариант процесса гидрохлорирования, получивший название «electrochlorination» (электрохимическая хлоринация), предусматривает прямое электрохимическое воздействие на упорные руды с использованием хлора, выделяющегося при электролизе растворов хлоридов щелочных металлов. Так, в патенте (US 351576, Cassel, 26.10.1886) описан способ выделения золота из руд с использованием электрохимической ячейки, анодный и катодный узлы в которой отделены друг от друга пористой асбестовой перегородкой, образуя по существу диафрагменный электролизер. Анодное пространство обеспечивает генерацию хлора, взаимодействующего с рудой в процессе интенсивной агитации, а катодный узел -выделение золота из отфильтрованного перегородкой раствора. В изобретении (GB 190920471 A, Cobb, 07.09.1909) предложено пульпу с крупностью частиц 60 меш с добавлением раствора хлорида натрия (5 г/л) подвергать электролизу в бездиафрагменном реакторе со свинцовыми электродами. Золото выделялось на катоде; хлорид серебра осаживался и мог быть извлечен электролитически или другим известным путем. В изобретении (US 3957603, Rhodes, 18.05.1976) описан метод электрохлоринации для выделения золота из упорных руд, включающий приготовление пульпы из молотой золотой руды с водой и хлоридом натрия в первом сосуде и помещение анода в указанный первый сосуд. Катод помещают во второй сосуд, имеющий пористую мембрану, так чтобы электрический ток проходил через мембрану. Хлор, полученный на аноде, взаимодействует с пульпой, переводит золото в раствор в виде хлористого золота.
В заявке WO 8706274 A1, Kelsall, 22.10.1987 описаны метод и аппарат для извлечения золота с использованием хлора и растворов хлоридов из отходов, руды или другого материала, в котором окислитель также произведен электрохимически в анодном отделении электрохимической ячейки. Окислитель вступает в реакцию с указанным сырьем и обеспечивает образование растворимых соединений, которые преобразуются в золото в катодном отделении ячейки. Описаны и другие способы электрохимической хлоринации для окисления упорной золотой руды и высвобождения металлов из упорного сульфидного сырья в раствор. Для выделения самих металлов рекомендовались либо сорбция, либо другие известные технологии, не обусловленные предыдущей электрохлоринацией, как, например, электролиз золота из пульпы (см. кн. Хлоридная металлургия золота. Зырянов М.Н., Леонов С.Б. - М.: «СП Интермет Инжиниринг», 1997, с.263-267). В этих опытах электролиз золота из пульпы крупностью - 0,15 мм осуществлялся на свинцовые или графитовые электроды при плотностях тока 50-100 А/м2 со степенью извлечения 98-99%.
В изобретении (ЕР 0115500 А, EVERETT, DEXTEC METALLURG, 15.08.1984 - ближайший аналог) описан способ извлечения серебра и золота из руд и концентратов с использованием электрохлоринации. Способ включает приготовление смеси руды или концентрата (пульпа 300 г/л), сильного электролита - NaCl (250 г/л). Смесь поддерживается при температуре ниже температуры кипения электролита, при которой серебро и золото переходят в раствор, рН варьируется между 3,0 и 8,0. Окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) поддерживается около 750-850 мВ. Металл выделяется на катоде и может быть механически отделен. Это способ также использует диафрагменный электролизер, хлор подается в виде газа или гипохлорита. Электродная система работает только на осаждение металлов, причем из раствора. Полного осаждения металлов на катоде не гарантировано - препятствует диафрагма. Вместе с тем является перспективным осуществление процесса электрохлоринации в пульпе и извлечения из этой пульпы ценных металлов в едином технологическом цикле и с использованием однотипных электролизеров.
Настоящее изобретение касается усовершенствования способа извлечения золота и других благородных металлов из упорного сырья без подготовительных операций окисления сульфидов, в котором оба процесса - электрохлоринация и получение высококачественного осадка золота и других ценных металлов осуществляются в одном реакторе и практически одновременно. Кроме того, изобретение может быть использовано для широкого класса руд и материалов, включающих естественные сорбенты, поскольку при рекомендуемых температурах процесса сорбция из используемых растворов подавляется полностью.
Способ извлечения благородных и цветных металлов из упорного сырья включает стадию электрообработки пульпы измельченного сырья в хлоридном растворе и последующую стадию извлечения товарных металлов, в котором обе стадии проводят в реакторе с использованием по меньшей мере одного бездиафрагменного электролизера. На стадию электрообработки подают пульпу измельченного сырья с соотношением Т:Ж=1:(1-20) в хлоридном растворе с концентрацией по хлору 60-180 г/л, которую подкисляют до рН 0,2-1,0. На начальном этапе стадии электрообработки при перемешивании пульпы устанавливают объемную плотность тока в диапазоне 1000-10000 А/м3 при напряжении на электролизере 2-5 В, которое поддерживают постоянным. Процесс завершения электрообработки пульпы фиксируют по факту перехода через максимум временной зависимости величины тока и последующего достижения значения рН 1-2. Обработанная пульпа поступает на стадию извлечения товарных металлов, для чего устанавливают в электролизере катодную плотность тока в диапазоне 50-200 А/м. Стадию извлечения считают завершенной при достижении значения рН 3-7, после чего катодные осадки обеих упомянутых стадий объединяют и направляют на получение товарных металлов известными способами.
Упорное сырье представляет собой руду, гравитационный или флотационный концентрат пирит- и/или арсенопиритных руд с содержанием сульфидов 20-80 мас.%. Измельченное сырье имеет крупность частиц, не превышающую 0,15 мм.
Реактор может содержать самостоятельные электролизеры для стадии электрообработки пульпы и извлечения товарного продукта, оборудованные средствами перемешивания пульпы и съемными катодами. Реактор может содержать электролизер с переключателем режимов электрообработки пульпы. Хлоридный раствор может быть выбран из группы хлоридных растворов, содержащих хлориды NaCl, KCl, CaCl2, MgCl2. Подкисление пульпы может проводиться соляной кислотой. Стадию электрообработки проводят при температурах выше 60°С, преимущественно лежащих в диапазоне от 60 до 90°С, а стадию извлечения товарного металла - при температурах, лежащих в диапазоне от 20°С до 50°С. Катодные осадки могут быть отделены от катодов механическим путем. В бездиафрагменном электролизере могут быть использованы стальные катоды и аноды, выполненные из графита или материала на основе оксидов рутения и титана.
Технический результат - возможность попутного извлечения товарного металла непосредственно в процессе электрохлоринации пульпы рудного материала с последующим доизвлечением искомых металлов на тех же самых катодах реактора на основе бездиафрагменных однотипных электролизеров.
Существо изобретения поясняется на чертежах, где на:
фиг.1 - блок-схема способа;
фиг.2 - тенденция поведения объемной плотности тока I (A/m3) и рН в электролизере на стадии электрообработки от времени;
фиг.3 - тенденция поведения значений катодной плотности тока Ic (A/m) и рН на стадии извлечения товарного металла от времени.
Патентуемый способ предусматривает проведение двух стадий воздействия постоянным электрическим током в бездиафрагменном электролизере на пульпу упорных материалов с различными режимами воздействия и условиями протекания реакций.
Первая стадия предназначена для наиболее полного и быстрого окисления сульфидов. Этому способствует интенсивное перемешивание, кислая среда, нагрев и высокое значение тока. Золото высвобождается и переходит в раствор под действием хлора-окислителя и хлорид иона-комплексообразователя.
Ток в данном процессе выступает как реагент - источник хлора. Его нужно пропустить столько, сколько необходимо для окисления сульфидов. Отсюда следует, что удельный расход электроэнергии для каждого вида сырья будет индивидуален и определяться содержанием сульфидов. Но подавать электроэнергию с любой мощностью нельзя. Если подавать ее мало, то процесс будет необоснованно растянут по времени. Если подавать слишком много, избыток непрореагировавшего хлора будет бесполезно улетать в газовую фазу. То есть существует оптимальное значение, которое следует соотносить с объемом V (м3) реакционной массы, т.е. выражать в А/м3, что и используется в патентуемом изобретении.
Скорость химической реакции окисления можно повысить путем нагрева реакционной массы и путем создания кислой среды, в которой окислительная способность хлора возрастает. Найдены интервалы, в которых дальнейшее понижение значения рН менее 0,2 начальную скорость реакции не повышает, а увеличение рН больше 1,0 - ее снижает.
Относительно температуры процесса первой стадии. Более высокая температура, значительно сокращая общее время процесса, в общем на конечных показателях последующей стадии извлечения золота не сказывается, и ее оптимальное значение следует определять из экономических соображений. Однако при выборе температуры следует учитывать очень важный момент. Если в исходном сырье присутствуют химически стойкие природные сорбенты (уголь, шунгит, графит), которые хлором не разрушаются, температуру следует поддерживать не менее 60°С, что позволяет полностью подавить процесс вторичной сорбции золота этими сорбентами и избежать дополнительных потерь.
Разбавление пульпы. Несомненно более высокое разбавление пульпы Т:Ж (т:м3)=1:(1-20) сокращает общее время процесса, так как при одной и той же объемной плотности тока на единицу объема реакционной массы приходится меньшее количество твердого материала, однако при этом не отмечается ни увеличения степени извлечения золота, ни снижения удельного расхода электроэнергии. Т.е. оптимальный выбор следует делать исходя из экономических соображений.
Концентрация реагента (60-180 г/л по хлор-иону). Верхний предел выбран из тех соображений, что выше него - область существования насыщенных растворов, в которых сильно снижается растворимость газов. Учитывая, что процесс идет с участием хлора в атомарном и молекулярном виде, снижение его растворимости начинает тормозить процесс. Нижний предел обусловлен тем, что дальнейшее снижение, не сказываясь на полноте окисления сульфидов, ведет к снижению извлечения золота.
Вторая стадия - стадия извлечения товарных металлов. На этой стадии после практически полного окисления сульфидов нет необходимости генерировать большое количество хлора. Необходимо лишь поддерживать некоторую его рабочую концентрацию, которая позволяет завершить процесс растворения золота и не помешает процессу осаждения его на катодах. Температура пульпы не имеет решающего значения, т.к. процесс растворения золота протекает с достаточно высокой скоростью даже при комнатной температуре. Однако при наличии природных сорбентов необходимо и здесь поддерживать температуру не менее 60°С. Переход токовой нагрузки через максимум Imax будет свидетельствовать о том, что большая часть сульфидов окислилась, а повышение рН до 1-2 (pH1) определит момент полного окончания этого процесса, т.к. при этом прекращается образование кислых продуктов реакции.
Далее следует установить токовую нагрузку Ic из расчета катодной плотности тока 50-200 А/м2. В области pH1 начинается гидролиз солей железа и выпадение гидратных осадков. В этот момент необходимо как можно полнее выделить золото из раствора, чтобы не происходил его захват образующимся осадком. Это достигается тем, что при указанном режиме значительно снижается объемная токовая нагрузка, замедляется процесс нейтрализации пульпы и процесс обильного осадкообразования не наблюдается. Процесс протекания восстановительных процессов на катоде ведется до достижения рН 3-7 (pH2). При этом на катоде завершается осаждение золота совместно с другими элементами, а также происходит практически полное выпадение в осадок железа и мышьяка. Металл осаждается на катоде в виде прочно сцепленного осадка. По мере накопления катод снимают и заменяют новым, а осадок удаляют механическим либо химическим методом. Затем золотосодержащий осадок перерабатывают с получением металлического золота известными методами. По завершении процесса выщелачивания, пульпу отфильтровывают, твердый остаток промывают и отправляют на хвостохранилище, а полученный раствор после корректировки направляют в голову процесса на повторное использование.
На фиг.1 показана блок-схема способа. Упорное сырье (руда, флотоконцентрат, гравитационный концентрат) передается на операцию измельчения (если необходимо). Затем сырье с крупностью частиц, не превышающей 0,15 мм, направляется на операцию приготовления пульпы. Пульпу готовят с соотношением Т:Ж (т:м3)=1:(1-20) в хлоридном растворе с концентрацией по хлору 60-180 г/л. В качестве хлоридов используют хлориды щелочных металлов NaCl, KCl, CaCl2, MgCl2 и их смеси. Пульпу подкисляют до рН от 0,2 до 1,0, при этом в качестве регулятора кислотности может быть использована соляная кислота.
Приготовленная таким образом пульпа заливается в реактор, представляющий собой один или несколько бездиафрагменных электролизеров, имеющих средства регулирования протекающего тока, средства контроля кислотности и температуры пульпы. Реактор снабжен средствами интенсивного перемешивания пульпы в процессе электрического воздействия. На начальном этапе стадии электрообработки при перемешивании пульпы устанавливают объемную плотность тока в диапазоне 1000-10000 А/м3 при напряжении на электролизере 2-5 В, которое поддерживают постоянным. При пропускании электрического тока через раствор хлористого натрия или других хлоридов в результате электрохимического процесса на аноде выделяется хлор, который, действуя как сильный окислитель, разрушает сульфидные минералы, переводит в растворимое состояние составляющие их элементы, в том числе и заключенные в сульфидах товарные металлы. Процесс электрообработки пульпы сопровождается выделением товарного металла на металлических электродах-катодах. При этом процесс завершения электрообработки пульпы фиксируют по двум признакам: факту перехода через максимум Imax временной зависимости величины тока I=f (Т) и последующему факту достижения значения рН1, равному 1-2 (см. фиг.2).
Далее осуществляют извлечение (доизвлечение) товарных металлов (золота, серебра, платины и др., если имеются), для чего устанавливают в электролизере катодную плотность тока 1 с в диапазоне 50-200 А/м2 (см. фиг.3). Стадию извлечения считают завершенной при достижении значения рН 3-7 (рН2), после чего катодные осадки обеих стадий объединяют и направляют на получение товарных металлов известными способами.
Реактор возможно выполнить в виде самостоятельных электролизеров для стадии электрообработки пульпы и извлечения товарных металлов, оборудованных средствами перемешивания пульпы и съемными катодами или в виде единого электролизера с переключателем режимов: режима электрообработки пульпы или режима извлечения товарных металлов. Периодически, по мере накопления осадка товарных металлов, катоды извлекаются из реактора. Образовавшийся осадок снимается механически или химическим способом. Очищенные катоды используются вновь. Бездиафрагменный электролизер может иметь стальные катоды и аноды, выполненные из графита или материала на основе оксидов рутения и титана. Последние, как известно, используются в хлорной промышленности и позволяют значительно снизить расход электроэнергии на электролиз.
Проведение процесса в растворах обеспечивает отсутствие газовых выбросов, а небольшое количество выделяемого из раствора хлора может быть уловлено вентиляционной системой и возвращено в процесс. Твердые отходы, отправляемые на хвостохранилище, содержат в себе вредные вещества в трудно растворимом виде. В частности, мышьяк содержится в виде арсената железа, вещества, аналогичного природному минералу - скородиту.
Достижение технического результата обосновывается нижеприведенными лабораторными опытами по результатам извлечения золота и серебра из флото- и гравитационных концентратов с использованием макетов бездиафрагменных электролизеров; численные значения плотности тока и рН для каждого из опытов приведены в Таблице.
Опыт 1. Процесс проводили в стеклянном сосуде вместимостью 0,8 дм3. Перемешивание выполнялось с помощью магнитной мешалки с подогреваемым столиком. Убыль объема пульпы возмещалась добавлением дистиллированной воды.
Электродная ячейка состояла из двух графитовых анодов и одного сменного катода из нержавеющей стали на токоизолирующей подвеске, установленного между анодами на расстоянии 20 мм. Электроды имели прямоугольную форму размером 55×120 (мм). Ячейка погружалась в пульпу на глубину 80-90 мм. Питание ячейки выполнялось от источника постоянного тока, который мог выполнять стабилизацию по току или по напряжению. По мере накопления осадка катод заменялся на новый, а снятый катод промывали, сушили и снимали с него осадок механическим путем с помощью скребка.
Сырье и его подготовка. Перерабатываемое упорное сырье - флотационный концентрат с крупностью частиц - 0,15 мм, содержащий: пирит 58,8%; арсенопирит 22,2%, золото 15,1 г/т; серебро 95,0 г/т. К 100 г сырья добавлено 0,5 дм3 раствора хлористого натрия с концентрацией 120 г/л по хлор-иону. Пульпа при перемешивании была подкислена соляной кислотой до рН 0,70 и подогрета до температуры 75°С.
Стадия электрообработки. В пульпу помещают электродную ячейку и подают электрический ток, установив стабилизированное напряжение 2,5 В. Общий объем пульпы - 0,53 дм3, рабочая площадь катода - 0,9 дм2. В этих условиях стадия электрообработки продолжалась 168 часов. Объемная плотность тока в начале опыта установилась на уровне 7000 А/м3, затем увеличилась до 9800 А/м3 и через 168 часов снизилась до 6200 А/м3. При этом рН с 0,70 понижался до 0,28, а затем возрос до 1,32.
Стадия извлечения металлов. По истечении 168 часов нагрев был отключен и на ячейку стали подавать ток на уровне 1,8 А в режиме стабилизации тока. Установленная при этом объемная плотность тока 3600 А/м3 соответствует катодной плотности тока 200 А/м2, которая рекомендуется на этой стадии. В указанном режиме опыт продолжался еще 20 часов. За это время величина рН возросла до 6,11 и стадия извлечения металлов признана завершенной.
По окончании опыта отработанную пульпу фильтровали, твердый остаток (хвосты) промывали, сушили и взвешивали. Масса хвостов составляла 82,4 г, содержание золота 0,78 г/т, серебра 0,4 г/т. Масса собранного катодного осадка - 23,5 г. Содержание золота 61,4 г/т, серебра 344 г/т. Анализ раствора показал концентрацию: золота 0,01 мг/л, серебра 1,37 мг/л. Таким образом, золото по продуктам распределилось следующим образом: катодный осадок - 95,5%; хвосты - 4,2%; раствор - 0,3%. Серебро: катодный осадок - 92,5%; хвосты - 0,3%; раствор - 7,2%.
Опыт 2. Процесс проводили в стеклянном сосуде вместимостью 1,2 дм3. Перемешивание выполнялось магнитной мешалкой. Конструкция электродной ячейки и ее питание аналогичны опыту 1. Ячейка погружалась в пульпу на глубину 80-90 мм.
Сырье и его подготовка. Перерабатываемое упорное сырье - гравитационный концентрат с крупностью частиц - 0,15 мм, содержащий: пирит 39,9%; арсенопирит 17,4% и золото 50,1 г/т. К 100 г сырья добавлено 0,8 дм3 раствора хлористого натрия с концентрацией 120 г/л по хлор-иону. Приготовленная пульпа при перемешивании была подкислена соляной кислотой до рН 0,43.
Стадия электрообработки. В пульпу поместили электродную ячейку и подали электрический ток, установив стабилизированное напряжение 2,5 В. Подогрев пульпы не производился, температура в ходе опыта изменялась в пределах 20-27°С. Общий объем пульпы составил 0,83 дм3, рабочая площадь катода 0,9 дм2. В этих условиях опыт продолжался 72 часа. Объемная плотность тока в начале опыта установилась на уровне 1125 А/м3, затем увеличилась до 5000 А/м3 и через 72 часа снизилась до 4500 А/м3. При этом рН с 0,43 понижался до 0,02, а затем возрос до 1,82.
Стадия извлечения металлов. Установлено постоянное значение катодной плотности тока на уровне 70 А/м2. В этом режиме электролиз проводили еще в течение 21 час. За это время величина рН возросла до 6,14, после чего стадия извлечения металлов признана завершенной.
По окончании опыта отработанную пульпу фильтровали, твердый остаток (хвосты) промывали, сушили и взвешивали. Вес хвостов составил 48,3 г. Содержание золота 4,4 г/т. Вес собранного катодного осадка составил 33,9 г. Содержание золота 104,8 г/т. Анализ раствора показал концентрацию золота 0,02 мг/л. Дополнительный анализ графитовых анодов показал в них содержание 8,7 г/т сорбированного золота.
Таким образом, золото по продуктам, процесса распределилось следующим образом: катодный осадок - 69,7%; сорбированное на анодах - 25,6%, хвосты - 4,2%; раствор - 0,5%.
Опыт 3. Процесс проводили в пластмассовом сосуде вместимостью 10 дм3. Перемешивание выполнялось механической мешалкой, изготовленной из винипласта.
Электролиз проводился с помощью двух электродных ячеек, каждая из которых состояла из двух прямоугольных графитовых анодов размером 140×200 мм и одного прямоугольного катода из нержавеющей стали размером 140×200 мм. Расстояние между электродами составляло 20 мм. Ячейки погружались в пульпу на глубину ~ 115 мм. Питание ячеек выполнялось от источника постоянного тока, аналогичного опытам 1,2.
Сырье и его подготовка. Перерабатываемое упорное сырье - флотоконцентрат крупностью частиц - 0,15 мм, содержащий: пирит 10,9%; арсенопирит 9,1%; золото 12,8 г/т. К 1000 г сырья добавлено 6,0 дм3 раствора хлористого натрия с концентрацией 120 г/л по хлор-иону. Обработку вели при перемешивании и температуре 25-30°С. Пульпу подкислили соляной кислотой до рН 0,68.
Стадия электрообработки. На электродные ячейки подали ток, установив стабилизированное напряжение 2,5 В. Общий объем пульпы составляет 6,3 дм3, рабочая площадь катодов 6,4 дм2. В этих условиях опыт продолжался 58 часов. Объемная плотность тока в начале опыта установилась на уровне 1050 А/м3, затем увеличилась до 2500 А/м3 и через 58 часов понизилась до 1700 А/м3. При этом рН с 0,68 снизился до 0,45, а затем возрос до 1,88.
Стадия извлечения металлов. Далее процесс продолжили в режиме стабилизации по току, установив катодную плотность тока 65 А/м2 (объемная плотность тока - 690 А/м3). Стадия извлечения продолжалась еще 38 часов. За это время значение рН возросло от 1,88 до 6,45, после чего стадия извлечения металлов признана завершенной.
По окончании опыта отработанную пульпу фильтровали, твердый остаток (хвосты) промывали, просушили и взвесили. Вес хвостов составил 848,4 г. Содержание золота 0,11 г/т. Вес собранного катодного осадка составил 77,1 г. Содержание золота 95,9 г/т. Анализ раствора показал концентрацию золота 0,28 мг/л. Дополнительный анализ графитовых анодов показал в них содержание золота 0,45 г/т.
Таким образом, золото по продуктам процесса распределилось следующим образом: катодный осадок - 68,4%; сорбированное на анодах - 15,1%, хвосты - 0,9%; раствор -15,6%.
Опыт 4. Процесс проводили в стеклянном сосуде вместимостью 0,8 дм3. Перемешивание выполнялось магнитной мешалкой. Электродная ячейка аналогична используемой в опыте 1, только вместо графитовых анодов использовались оксидные рутений-титановые аноды тех же размеров и стальные катоды.
Сырье и его подготовка. Использовался тот же концентрат, что и в опыте 3. К 100 г сырья добавлено 0,5 дм3 раствора хлористого натрия с концентрацией 120 г/л по хлор-иону. Пульпу подкислили соляной кислотой до рН 0,58.
Стадия электрообработки. В пульпу поместили электродную ячейку и подали электрический ток, установив постоянное напряжение 3,0 В. Общий объем пульпы составил 0,53 дм3, рабочая площадь катода 0,9 дм2. В этих условиях стадия электрообработки продолжалась 24 часа. Объемная плотность тока в начале опыта установилась на уровне 6000 А/м3, затем увеличилась до 9100 А/м3 и через 24 часа снизилась до 3400 А/м3. При этом рН с 0,58 понижался до 0,46, а затем возрос до 1,62.
Стадия извлечения металлов. По прошествии 24 часов подано постоянное напряжение 2,5 В. В этом режиме электролиз проводили в течение 18 часов. Катодная плотность тока установилась на уровне 106 А/м2. За это время рН вырос с 1,62 до 5,84, после чего стадия извлечения металлов признана завершенной.
По окончании опыта отработанную пульпу фильтровали, твердый остаток (хвосты) промывали, сушили и взвешивали. Вес хвостов составил 83,6 г, содержание золота 0,66 г/т. Вес собранного катодного осадка 10,3 г, содержание золота 98,5 г/т. Анализ раствора показал концентрацию золота 0,26 мг/л.
Таким образом, золото по продуктам процесса распределилось следующим образом: катодный осадок - 84,6%, хвосты - 4,6%, раствор - 10,8%.
Следует отметить, что результаты, полученные для графитовых и оксидных рутений-титановых анодов, по существу не различаются, но в случае использования оксидных рутений-титановых анодов снижается расход электроэнергии на единицу перерабатываемого сырья, а также отсутствует сорбция золота на анодах, как это имеет место при использовании графитовых анодов.
Приведенные опыты показывают, что в процессе электролиза пульпы возможно решить несколько технологических задач: окислить сульфиды экологически безопасным способом, растворить содержащееся в них золото, извлечь золото непосредственно из пульпы, не прибегая к операции фильтрования и концентрирования с использованием сорбентов, и получить на катодах продукт, пригодный к непосредственному получению из него металлического золота.
Способ может быть осуществлен с использованием известного в технологии гидрометаллургии оборудования для измельчения сырья, приготовления растворов и пульп, электролизеров известных конструкций, а также средств контроля и регулирования основных параметров процесса.
ТАБЛИЦА
РЕЖИМЫ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ СПОСОБА ДЛЯ ПРИВЕДЕННЫХ ОПЫТОВ
Опыт 1 Опыт 2 Опыт 3 Опыт 4
Объем пульпы Объем пульпы Объем пульпы Объем пульпы
0,53 дм3 0,83 дм3 6.3 дм3 0,53 дм3
Площадь катода 0,9 дм2 Площадь катода 0,9 дм2 Площадь катода 6.4 дм2 Площадь катода 0,9 дм2
Время, час Ток, А/м3 рН Время, час Ток, А/м3 рН Время, час Ток, А/м3 рН Время, час Ток, А/м3 рН
1 7000 0,70 1 1125 0,43 1 1050 0,68 1 6000 0,58
6 8400 0,28 5 4125 0,32 22 2500 0,45 4 9100 0,46
19 9000 0,64 25 5000 0,02 48 2300 0,56 8 7920 0,52
29 9800 0,69 48 5000 0,30 58 1700 1,88 12 7550 0,61
51 9000 0,60 72 4500 1,82 59 690 1,88 18 3770 0,69
71 9000 0,50 73 790 1,82 72 690 4,П 24 3400 1,62
84 9000 0,50 93 790 3,30 96 690 6,45 25 1800 1,62
116 8800 0,75 116 790 6,14 31 1800 2,08
142 6600 0,98 42 1800 5,84
168 6200 1,32
169 3600 1,32
178 3600 2,16
188 3600 6,11

Claims (10)

1. Способ получения благородных металлов из упорного сырья, включающий стадию электрообработки пульпы измельченного сырья в хлоридном растворе и последующую стадию извлечения металлов, отличающийся тем, что обе стадии проводят в реакторе с использованием по меньшей мере одного бездиафрагменного электролизера, на стадию электрообработки подают пульпу измельченного сырья с соотношением Т:Ж=1:(1-20) в хлоридном растворе с концентрацией по хлору 60-180 г/л, которую подкисляют до значения рН в диапазоне от 0,2 до 1,0, на начальном этапе стадии электрообработки при перемешивании пульпы устанавливают объемную плотность тока в диапазоне 1000-10000 А/м3 при напряжении на электролизере 2-5 В, которое поддерживают постоянным, стадию электрообработки завершают после перехода токовой нагрузки через максимум временной зависимости величины тока и последующего достижения значения рН в диапазоне от 1 до 2, затем обработанную пульпу передают на стадию извлечения металлов, для чего устанавливают в электролизере катодную плотность тока в диапазоне 50-200 А/м2, при этом стадию извлечения завершают при достижении значения рН в диапазоне от 3 до 7, после чего катодные осадки обеих упомянутых стадий отделяют от катодов, объединяют и направляют на получение металлов.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что упорное сырье представляет собой руду и/или гравитационный и/или флотационный концентрат пирит- и/или арсенопиритных руд с содержанием сульфидов 20-80 мас.%.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что сырье измельчают до крупности частиц, не превышающей 0,15 мм.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что в бездиафрагменном электролизере катоды выполняют металлическими, а аноды - из графита или материала на основе оксидов рутения и титана.
5 Способ по п.1, отличающийся тем, что для стадии электрообработки пульпы и извлечения металлов реактор выполняют с самостоятельными электролизерами, оборудованными средствами перемешивания пульпы и съемными катодами.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что реактор выполняют с электролизером со съемными катодами и переключателем режимов стадий электрообработки пульпы и извлечения металлов.
7. Способ по п.1, отличающийся тем, что хлоридный раствор выбирают из группы хлоридных растворов, содержащих NaCl, KCl, CaCl2, MgCl2.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что подкисление пульпы проводят соляной кислотой.
9. Способ по п.1, отличающийся тем, что стадию электрообработки проводят при температурах выше 60°С, преимущественно в диапазоне 60-90°С, а стадию извлечения - при температурах в диапазоне от 20°С до 50°С.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что при извлечении металлов из упорного сырья, содержащего естественные сорбенты, упомянутые стадии проводят при температурах выше 60°С, преимущественно в диапазоне от 60°С до 90°С.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что катодные осадки металлов отделяют механическим или химическим путем.
RU2012134684/02A 2012-08-14 2012-08-14 Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья RU2510669C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012134684/02A RU2510669C2 (ru) 2012-08-14 2012-08-14 Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья

Applications Claiming Priority (6)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012134684/02A RU2510669C2 (ru) 2012-08-14 2012-08-14 Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья
US13/948,299 US20140116886A1 (en) 2012-08-14 2013-07-23 Method for extracting noble and non-ferrous metals from refractory raw materials
AU2013308115A AU2013308115A1 (en) 2012-08-14 2013-08-08 Method for extracting noble metals from refractory raw materials
PCT/IB2013/002570 WO2014033548A2 (en) 2012-08-14 2013-08-08 Method for extracting noble and non-ferrous metals from refractory raw materials
CA 2823415 CA2823415A1 (en) 2012-08-14 2013-08-13 Method for extracting noble and non-ferrous metals from refractory raw materials
IN1159DEN2015 IN2015DN01159A (ru) 2012-08-14 2015-02-12

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2012134684A RU2012134684A (ru) 2014-02-20
RU2510669C2 true RU2510669C2 (ru) 2014-04-10

Family

ID=50031371

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012134684/02A RU2510669C2 (ru) 2012-08-14 2012-08-14 Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья

Country Status (6)

Country Link
US (1) US20140116886A1 (ru)
AU (1) AU2013308115A1 (ru)
CA (1) CA2823415A1 (ru)
IN (1) IN2015DN01159A (ru)
RU (1) RU2510669C2 (ru)
WO (1) WO2014033548A2 (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2655413C2 (ru) * 2015-02-12 2018-05-28 БЕЛОЗЕРОВА Татьяна Алексеевна Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания
RU2775983C1 (ru) * 2021-12-03 2022-07-12 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Уральский государственный горный университет" Электролизер

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112144077B (zh) * 2019-06-26 2022-07-15 西南科技大学 含金物料中金的电氯化提取方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3957603A (en) * 1974-06-14 1976-05-18 Electromet, Inc. Electrolytic gold recovery and separation process
EP0005007A1 (en) * 1978-03-15 1979-10-31 Recyclamation Limited Electrolytic process and apparatus for the recovery of metal values
WO1982001195A1 (en) * 1980-09-29 1982-04-15 Everett P Recovery of silver and gold from ores and concentrates
EP0115500A1 (en) * 1982-08-05 1984-08-15 Dextec Metallurgical Pty.Ltd. Recovery of silver and gold from ores and concentrates
WO1987006274A1 (en) * 1986-04-16 1987-10-22 Imperial College Of Science & Technology Metal recovery
RU2413013C1 (ru) * 2009-10-14 2011-02-27 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) Способ приготовления водного раствора реагентов для выщелачивания металлов из рудного минерального сырья

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US351576A (en) 1886-10-26 cassel
GB190920471A (en) 1909-09-07 1910-09-01 William Frederick Cobb Improvements in the Extraction and Separation of Gold and Silver from their Ores.
SE8005137L (sv) * 1980-07-11 1982-01-12 Sodermark Nils Erik Sett att utvinna edelmetaller ur edelmetallhaltiga produkter
US4775452A (en) * 1985-04-25 1988-10-04 Chlorine Engineers Corp. Ltd. Process for dissolution and recovery of noble metals
US5620585A (en) * 1988-03-07 1997-04-15 Great Lakes Chemical Corporation Inorganic perbromide compositions and methods of use thereof
US5156721A (en) * 1990-12-03 1992-10-20 Whewell Christopher J Process for extraction and concentration of rhodium
GB9815167D0 (en) * 1998-07-13 1998-09-09 Eastman Kodak Co Recovery of metal from solution
GB0618025D0 (en) * 2006-09-13 2006-10-25 Enpar Technologies Inc Electrochemically catalyzed extraction of metals from sulphide minerals
US9404194B2 (en) * 2010-12-01 2016-08-02 Novellus Systems, Inc. Electroplating apparatus and process for wafer level packaging

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3957603A (en) * 1974-06-14 1976-05-18 Electromet, Inc. Electrolytic gold recovery and separation process
EP0005007A1 (en) * 1978-03-15 1979-10-31 Recyclamation Limited Electrolytic process and apparatus for the recovery of metal values
WO1982001195A1 (en) * 1980-09-29 1982-04-15 Everett P Recovery of silver and gold from ores and concentrates
EP0115500A1 (en) * 1982-08-05 1984-08-15 Dextec Metallurgical Pty.Ltd. Recovery of silver and gold from ores and concentrates
WO1987006274A1 (en) * 1986-04-16 1987-10-22 Imperial College Of Science & Technology Metal recovery
RU2413013C1 (ru) * 2009-10-14 2011-02-27 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) Способ приготовления водного раствора реагентов для выщелачивания металлов из рудного минерального сырья

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2655413C2 (ru) * 2015-02-12 2018-05-28 БЕЛОЗЕРОВА Татьяна Алексеевна Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания
RU2655413C9 (ru) * 2015-02-12 2018-07-24 БЕЛОЗЕРОВА Татьяна Алексеевна Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания
RU2775983C1 (ru) * 2021-12-03 2022-07-12 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Уральский государственный горный университет" Электролизер

Also Published As

Publication number Publication date
US20140116886A1 (en) 2014-05-01
WO2014033548A3 (en) 2014-07-17
CA2823415A1 (en) 2014-02-17
IN2015DN01159A (ru) 2015-06-26
WO2014033548A2 (en) 2014-03-06
AU2013308115A1 (en) 2015-03-05
RU2012134684A (ru) 2014-02-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104046785B (zh) 一种废旧铜铁基金刚石刀头的处理方法
US9051626B2 (en) Method and a system for gold extraction with halogens
CN103842557A (zh) 从硫代硫酸盐溶液电回收金和银
CN106282569A (zh) 一种铜镉渣提镉残渣资源回收的方法
JP2003247089A (ja) インジウムの回収方法
JP3896107B2 (ja) 隔膜電解方法
JP3427879B2 (ja) 含銅塩化ニッケル溶液からの銅の除去方法
RU2510669C2 (ru) Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья
PL111879B1 (en) Method of recovery of copper from diluted acid solutions
JP3962855B2 (ja) 飛灰からの重金属の回収方法
RU2245378C1 (ru) Способ выщелачивания полиметаллического сырья и устройство для его осуществления
JP5077788B2 (ja) 電池用電極材料の回収方法
JP4501726B2 (ja) 酸性塩化物水溶液からの鉄の電解採取方法
US4115222A (en) Method for electrolytic winning of lead
JP2016044355A (ja) ニッケル硫化物原料の処理方法
JP3803858B2 (ja) 飛灰からの重金属の電気化学的回収方法
CN108914157B (zh) 一种高锑铅合金分离铅、锑、银的工艺
US20220178000A1 (en) A process for recovering gold from ores
CN113416983A (zh) 一种贵金属硫化矿矿浆电解提取的方法
US1941914A (en) Electrochemical process for the recovery of metals from ores and other metal bearing materials
JP2571591B2 (ja) 貴金属の回収方法
JP6068936B2 (ja) 亜鉛の電解採取に用いる亜鉛電解前液、亜鉛電解液の処理方法、および亜鉛の電解採取方法
EA026961B1 (ru) Способ переработки металлосодержащих материалов, в том числе руд, техногенных материалов и технологических отходов металлургической промышленности
US881527A (en) Process for treating complex cobalt ores and for refining cobalt from nickel, arsenical, and silver-bearing ores.
CA2791056A1 (en) A method and a system for gold extraction with halogens

Legal Events

Date Code Title Description
HE9A Changing address for correspondence with an applicant
PC41 Official registration of the transfer of exclusive right

Effective date: 20170913