RU2532697C2 - Method of processing silver-containing concentrates - Google Patents
Method of processing silver-containing concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2532697C2 RU2532697C2 RU2013108716/02A RU2013108716A RU2532697C2 RU 2532697 C2 RU2532697 C2 RU 2532697C2 RU 2013108716/02 A RU2013108716/02 A RU 2013108716/02A RU 2013108716 A RU2013108716 A RU 2013108716A RU 2532697 C2 RU2532697 C2 RU 2532697C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- chloride
- silver
- leaching
- cake
- Prior art date
Links
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
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности металлургической переработке серебросодержащих концентратов.The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous and noble metals, in particular the metallurgical processing of silver-containing concentrates.
При переработке медных сульфидных флотационных концентратов по технологии автоклавного выщелачивания в водной среде в присутствии кислорода (процесс «Шеррит-Гордон») в продуктивный сульфатный раствор извлекается до 99,0-99,5% меди, а содержащееся в концентрате серебро на 97-98% концентрируется в кеке автоклавного выщелачивания. Составляющими компонентами кека автоклавного выщелачивания медного сульфидного флотационного концентрата являются породообразующие минералы исходного концентрата и вторичные нерастворимые соединения, образующиеся в процессе его автоклавной обработки. Кек автоклавного выщелачивания медных сульфидных серебросодержащих концентратов в среднем содержит, в мас.%: 30-35 кварц SiO2; 20-23 калиево-полевые шпаты K[AlSi3O8]; 28-32 плагиоклазы Na[AlSi3O8]; 6-10 мусковит KAl2[AlSi3O10]·[OH]2; 4-6 гематит Fe2O3; 3-5 ярозит KFe3[SO4]2·[OH]6. Содержание серебра в кеке составляет в среднем 0,10-0,15%, меди 0,5-0,8%; серы 0,4-0,6%.When processing copper sulfide flotation concentrates using autoclave leaching technology in an aqueous medium in the presence of oxygen (Sherrit-Gordon process) up to 99.0-99.5% copper is extracted into a productive sulfate solution, and 97-98% silver contained in the concentrate concentrated in autoclave leach cake. The constituent components of the autoclave leaching cake of a copper sulfide flotation concentrate are rock-forming minerals of the initial concentrate and secondary insoluble compounds formed during its autoclave treatment. The autoclave leach cake of copper sulfide silver-containing concentrates on average contains, in wt.%: 30-35 quartz SiO 2 ; 20-23 potassium feldspar K [AlSi 3 O 8 ]; 28-32 plagioclases Na [AlSi 3 O 8 ]; 6-10 muscovite KAl 2 [AlSi 3 O 10 ] · [OH] 2 ; 4-6 hematite Fe 2 O 3 ; 3-5 jarosite KFe 3 [SO 4 ] 2 · [OH] 6 . The silver content in cake is on average 0.10-0.15%, copper 0.5-0.8%; sulfur 0.4-0.6%.
Исследованиями установлено, что в медном флотационном концентрате серебро находится в сульфидных минералах меди, преимущественно в самородном виде в форме субмикроскопических частиц крупностью менее 1 мкм, а также в виде частиц бромаргирита AgBr. При автоклавном выщелачивании концентратов сульфиды меди разлагаются, высвобождая частицы серебра. Серебро переходит в раствор в виде сульфата Ag2SO4, а затем в условиях гидролиза образует с сульфатами алюминия и железа комплексные соединения - двойные гидратированные сульфаты - аргентоалунитStudies have established that in a copper flotation concentrate, silver is found in sulfide minerals of copper, mainly in a native form in the form of submicroscopic particles with a particle size of less than 1 micron, as well as in the form of AgBr bromargyrite particles. During autoclave leaching of concentrates, copper sulfides decompose, releasing silver particles. Silver enters the solution in the form of Ag 2 SO 4 sulfate, and then under hydrolysis forms complex compounds with aluminum and iron sulfates - double hydrated sulfates - argentoalunite
AgAl3(SO4)2(OH)6 и аргентоярозит AgFe3(SO4)(OH)6, которые выпадают в осадок. Указанные соединения серебра обладают высокой химической пассивностью, что обуславливает низкое извлечение серебра из кека автоклавного выщелачивания прямыми гидрометаллургическими методами. В частности, извлечение серебра в раствор при выщелачивании кека в щелочном растворе цианида натрия или сернокислом растворе тиокарбамида составляет 2-3%.AgAl 3 (SO 4 ) 2 (OH) 6 and argentoyarozite AgFe 3 (SO 4 ) (OH) 6 , which precipitate. These silver compounds have high chemical passivity, which leads to low silver recovery from autoclave leaching cake by direct hydrometallurgical methods. In particular, the extraction of silver in the solution by leaching cake in an alkaline solution of sodium cyanide or sulfuric acid solution of thiocarbamide is 2-3%.
Известен способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов, включающий окислительно-восстановительный обжиг концентратов при температуре 600°C и последующую плавку огарка в смеси с кальцинированной содой и кальцитом при температуре 1200°C с получением шлака и серебросодержащего сплава [1]. Недостатком способа-аналога является низкое извлечение серебра в целевой серебросодержащий сплав из-за образования большого количества шлака с относительно высоким остаточным содержанием серебра.There is a method of extracting precious metals from silver-containing concentrates, including redox burning of concentrates at a temperature of 600 ° C and subsequent melting of the cinder in a mixture with soda ash and calcite at a temperature of 1200 ° C to obtain slag and silver-containing alloy [1]. The disadvantage of the analogue method is the low extraction of silver in the target silver-containing alloy due to the formation of a large amount of slag with a relatively high residual silver content.
Известен способ переработки серебросодержащих руд и концентратов, включающий окислительно-хлорирующий обжиг с использованием хлоридов щелочных металлов с получением хлоридного огарка, выщелачивание хлоридного огарка, отделение кека от раствора, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому техническое решение [2].A known method of processing silver-containing ores and concentrates, including oxidation-chlorination calcination using alkali metal chlorides to produce a chloride cinder, leaching of a chloride cinder, separation of cake from a solution that is adopted as a prototype, as the closest technical solution to the claimed [2].
По известному способу серебросодержащий концентрат, измельченный до необходимой крупности, смешивают с хлоридом натрия, смесь обжигают с доступом воздуха при температуре 800-900°C, полученный хлоридный огарок выщелачивают в реагенте - растворителе хлорида серебра, в качестве которых могут использоваться раствор поваренной соли, насыщенной хлором, раствор тиосульфата натрия или цианида натрия. Продуктивные растворы отделяют от кека хлоридного огарка руды и перерабатывают известными способами с извлечением серебра.According to the known method, a silver-containing concentrate, crushed to the required size, is mixed with sodium chloride, the mixture is fired with air at a temperature of 800-900 ° C, the resulting chloride cinder is leached in a silver chloride reagent, which can be used as a saturated salt solution chlorine, a solution of sodium thiosulfate or sodium cyanide. Productive solutions are separated from the cake of ore chloride and processed by known methods with the extraction of silver.
Недостатками способа-прототипа применительно к переработке кека автоклавного выщелачивания серебросодержащих медных сульфидных концентратов являются повышенные затраты, обусловленные отсутствием регенерации реагентов в технологической схеме.The disadvantages of the prototype method in relation to the processing of cake autoclave leaching of silver-containing copper sulfide concentrates are increased costs due to the lack of regeneration of reagents in the technological scheme.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является снижение затрат на извлечение серебра из кека автоклавного выщелачивания медных сульфидных серебросодержащих концентратов. Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в регенерации хлорирующего реагента и реагента растворителя серебра.The problem to which the invention is directed is to reduce the cost of extracting silver from the autoclave leach cake of copper sulfide silver-containing concentrates. The problem is solved due to the technical result, which consists in the regeneration of the chlorinating reagent and the reagent of the silver solvent.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки серебросодержащих концентратов, включающем окислительно-хлорирующий обжиг с использованием хлоридов щелочных металлов с получением хлоридного огарка, выщелачивание хлоридного огарка, отделение кека от раствора, согласно изобретению, окислительно-хлорирующему обжигу подвергают кек автоклавного выщелачивания серебросодержащих концентратов, в качестве которых используют медные сульфидные серебросодержащие концентраты, выщелачивание хлоридного огарка осуществляют в воде с получением хлоридного раствора и кека водного выщелачивания, полученный хлоридный раствор обрабатывают сульфидом натрия и хлоридом кальция с отделением осадков сульфида меди и дигидрата сульфата кальция, водный раствор хлорида щелочного металла упаривают до насыщения и направляют на обжиг с исходным концентратом, а кек водного выщелачивания выщелачивают в растворе тиосульфата натрия с последующим отделением нерастворимого осадка от продуктивного раствора, последний обрабатывают сульфидом натрия, отделяют осадок сульфидов, содержащий серебро, от регенерированного раствора тиосульфата натрия и направляют регенерированный раствор на стадию выщелачивания кека водного выщелачивания, а осадок сульфидов перерабатывают с получением серебра.The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing silver-containing concentrates, including oxidation-chlorination firing using alkali metal chlorides to produce a chloride cinder, leaching of a chloride cinder, separation of the cake from the solution according to the invention, the silver-containing leaching cake is subjected to oxidation-chlorination firing concentrates, which are used as copper sulfide silver-containing concentrates, leaching of chloride o the arch is carried out in water to obtain a chloride solution and an aqueous leach cake, the resulting chloride solution is treated with sodium sulfide and calcium chloride to separate copper sulfide and calcium sulfate dihydrate precipitates, the aqueous alkali metal chloride solution is evaporated to saturation and sent to calcination with the initial concentrate, and cake water leaching is leached in a sodium thiosulfate solution, followed by separation of the insoluble precipitate from the productive solution, the latter is treated with sodium sulfide, separated t sulfide precipitate containing silver from the regenerated sodium thiosulfate solution and direct the regenerated solution to the leaching stage of the aqueous leach cake, and the sulfide precipitate is processed to produce silver.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа являются введение операций выщелачивания хлоридного огарка в воде, осаждение и отделение осадков сульфида меди и дигидрата сульфата кальция из хлоридного раствора; упаривание кондиционированного раствора хлорида натрия до насыщения, выщелачивание кека водного выщелачивания в растворе тиосульфата натрия; осаждение и отделение серебросодержащего сульфидного осадка от регенерированного раствора тиосульфата натрия.The difference between the proposed technical solution and the prototype is the introduction of the leaching of a chloride cinder in water, the deposition and separation of precipitation of copper sulfide and calcium sulfate dihydrate from a chloride solution; evaporating the conditioned sodium chloride solution to saturation, leaching the aqueous leach cake in the sodium thiosulfate solution; precipitation and separation of silver-containing sulfide precipitate from the regenerated sodium thiosulfate solution.
Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на эффекте термохимического разрушения химически упорных соединений серебра в процессе окислительно-хлорирующего обжига кека автоклавного выщелачивания при температуре 600-750°C и переводе серебра в химически активную форму хлорида AgCl. Основные химические превращения в процессе обжига кека автоклавного выщелачивания протекают по реакциям 1-3:The physicochemical nature of the proposed method is based on the effect of thermochemical destruction of chemically resistant silver compounds during oxidative-chlorination firing of an autoclave leaching cake at a temperature of 600-750 ° C and the conversion of silver into a reactive form of AgCl chloride. The main chemical transformations during the firing of the autoclave leach cake occur according to reactions 1-3:
Образование хлорида серебра по реакциям 1-2 протекает в результате взаимодействия аргентоалунита и аргентоярозита с хлоридом натрия при температуре выше 350°C. Медь в процессе окислительно-хлорирующего обжига образует ряд соединений и присутствует в хлоридном огарке в форме хлоридов CuCl2, CuCl и оксида CuO. Сера в хлоридном огарке находится преимущественно в форме сульфата натрия Na2SO4.The formation of silver chloride in reactions 1-2 proceeds as a result of the interaction of argentoalunite and argentoarzite with sodium chloride at temperatures above 350 ° C. Copper in the process of oxidation-chlorination firing forms a number of compounds and is present in the chloride cinder in the form of chlorides CuCl 2 , CuCl and oxide CuO. Sulfur in the chloride cinder is mainly in the form of sodium sulfate Na 2 SO 4 .
По данным лабораторных испытаний, необходимое и достаточное количество хлоридов щелочных металлов в шихте составляет 7-10% от массы кека автоклавного выщелачивания. Для более эффективного протекания реакций шихта на обжиг готовится таким образом, чтобы обеспечить наиболее плотный контакт реагирующих веществ. С этой целью хлориды щелочных металлов подают на смешивание с серебросодержащим концентратом в виде насыщенных растворов. Получаемая шихта тщательно усредняется и в виде пасты направляется на термообработку.According to laboratory tests, the necessary and sufficient amount of alkali metal chlorides in the charge is 7-10% by weight of the autoclave leach cake. For a more efficient reaction, the mixture to firing is prepared in such a way as to ensure the most dense contact of the reacting substances. For this purpose, alkali metal chlorides are fed into mixing with silver-containing concentrate in the form of saturated solutions. The resulting mixture is carefully averaged and in the form of a paste is sent to heat treatment.
В заявляемом способе хлоридный огарок выщелачивают в воде для вывода в раствор непрореагировавших хлоридов щелочных металлов и растворимых в воде продуктов обжига - сульфата натрия Na2SO4 и хлорида меди CuCl2. Выщелачивание проводят при соотношении «твердое:жидкое» = 1:(1,0-1,5) и температуре 70-80°C, полученную пульпу фильтруют. Хлоридный раствор последовательно обрабатывают сульфидом натрия и хлоридом кальция с образованием осадков сульфида меди (CuS) и дигидрата сульфата кальция (CaSO4·2H2O) - гипса по реакциям 4-5:In the inventive method, the chloride cinder is leached in water to withdraw unreacted alkali metal chlorides and water-soluble firing products — sodium sulfate Na 2 SO 4 and copper chloride CuCl 2 into the solution. Leaching is carried out with a ratio of "solid: liquid" = 1: (1.0-1.5) and a temperature of 70-80 ° C, the resulting pulp is filtered. The chloride solution is successively treated with sodium sulfide and calcium chloride to form copper sulfide (CuS) and calcium sulfate dihydrate (CaSO 4 · 2H 2 O) - gypsum precipitates according to reactions 4-5:
Осадки сульфида меди и гипса отделяют фильтрацией. Кондиционированный хлоридный раствор упаривают с получением насыщенного раствора с содержанием хлоридов щелочных металлов на уровне 200-300 г/л. Насыщенный хлоридный раствор используют для приготовления шихты на обжиг исходного кека автоклавного выщелачивания.Precipitation of copper sulfide and gypsum is separated by filtration. The conditioned chloride solution was evaporated to give a saturated solution with an alkali metal chloride content of 200-300 g / l. A saturated chloride solution is used to prepare the mixture for firing the original autoclave leach cake.
Извлечение серебра из кека хлоридного огарка в заявляемом способе осуществляют выщелачиванием в растворе тиосульфата натрия по реакции 6:The extraction of silver from cake of cinder chloride in the present method is carried out by leaching in a solution of sodium thiosulfate according to reaction 6:
Кек хлоридного огарка выщелачивают в растворе с концентрацией тиосульфата натрия 30-60 г/л, температуре 50-80°C и соотношении «твердое:жидкое» = 1:(3-4). При указанных режимах в раствор извлекается 93-97% серебра, содержащегося в хлоридном огарке кека автоклавного выщелачивания, а также медь, находящаяся в огарке в форме CuCl. Полученную пульпу фильтруют, нерастворимый осадок кека является условно отвальным продуктом. Продуктивный тиосульфатный раствор обрабатывают сульфидом натрия с осаждением сульфидов серебра и меди и регенерацией тиосульфата натрия по реакциям 7-8:Cake chloride coke leached in a solution with a concentration of sodium thiosulfate 30-60 g / l, a temperature of 50-80 ° C and a ratio of "solid: liquid" = 1: (3-4). Under these conditions, 93-97% of silver contained in the chloride cinder of the autoclave leach cake, as well as copper in the cinder in the form of CuCl, is extracted into the solution. The resulting pulp is filtered, insoluble cake cake is a conventional waste product. A productive thiosulfate solution is treated with sodium sulfide with the precipitation of silver and copper sulfides and the regeneration of sodium thiosulfate according to reactions 7-8:
Осадок сульфидов серебра и меди отделяют от раствора фильтрованием и перерабатывают известными способами с извлечением серебра. Регенерированный раствор тиосульфата натрия направляют на выщелачивание кека водного выщелачивания.The precipitate of silver and copper sulfides is separated from the solution by filtration and processed by known methods with the extraction of silver. The regenerated sodium thiosulfate solution is sent to leach the aqueous leach cake.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного введением новых операций выщелачивания хлоридного огарка в воде, осаждения и отделения осадков сульфида меди и дигидрата сульфата кальция из хлоридного раствора; упаривания кондиционированного хлоридного раствора до насыщения, выщелачивания кека водного выщелачивания в растворе тиосульфата натрия; осаждения и отделения серебросодержащего сульфидного осадка от регенерированного раствора тиосульфата натрия.Comparative analysis of the proposed method with the prototype shows that the claimed method differs from the known introduction of new operations of leaching chloride cinder in water, precipitation and separation of precipitation of copper sulfide and calcium sulfate dihydrate from a chloride solution; evaporating the conditioned chloride solution to saturation, leaching the aqueous leach cake in a sodium thiosulfate solution; deposition and separation of the silver-containing sulfide precipitate from the regenerated sodium thiosulfate solution.
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.To prove compliance of the claimed invention with the criterion of "inventive step", a comparison was made with other technical solutions known from sources included in the prior art.
Заявляемый способ переработки серебросодержащих концентратов соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает снижение затрат при переработке серебросодержащих концентратов, полученных при автоклавном выщелачивании медных сульфидных концентратов, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method of processing silver-containing concentrates meets the requirement of "inventive step", as it provides cost savings in the processing of silver-containing concentrates obtained by autoclaving leaching of copper sulfide concentrates, which does not follow explicitly from the prior art.
Пример использования заявляемого способа.An example of using the proposed method.
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали кек автоклавного выщелачивания медного сульфидного флотационного концентрата обогащения руды месторождения, расположенного в Забайкальском крае Российской Федерации и химические реагенты марки «Ч», «ХЧ». Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического и пробирно-гравиметрического методов анализа. Состав кека автоклавного выщелачивания медного флотационного концентрата представлен в таблице 1.For experimental verification of the proposed method used autoclave leaching cake of copper sulfide flotation concentrate ore concentration deposits located in the Trans-Baikal Territory of the Russian Federation and chemical reagents "Ch", "ChC". The products obtained in the experiments were analyzed for the content of the main components using atomic absorption, chemical and assay-gravimetric methods of analysis. The composition of the autoclave leaching cake of copper flotation concentrate is presented in table 1.
В опыте №1 навеску хлорида натрия массой 8,0 г растворили в 30 мл воды и смешали со 100,0 г кека автоклавного выщелачивания медного концентрата. Полученную смесь в виде пасты поместили в керамический противень, загрузили в лабораторную камерную печь, высушили при 130°C и обжигали с доступом кислорода воздуха при температуре 700°C в течение двух часов, с периодическим перемешиванием смеси. По завершении обжига противень с продуктом выгрузили из печи. Хлоридный огарок представлял собой порошок красно-коричневого цвета. Данные по составу шихт на обжиг кека автоклавного выщелачивания и выходу огарка приведены в таблице 2.In experiment No. 1, a sample of sodium chloride weighing 8.0 g was dissolved in 30 ml of water and mixed with 100.0 g of autoclave leaching cake of copper concentrate. The resulting mixture in the form of a paste was placed in a ceramic pan, loaded into a laboratory chamber furnace, dried at 130 ° C and burned with air oxygen at a temperature of 700 ° C for two hours, with periodic mixing of the mixture. After firing, the baking sheet with the product was unloaded from the oven. The chloride cinder was a reddish brown powder. Data on the composition of the charges for firing cake autoclave leaching and the output of the cinder are shown in table 2.
Полученный хлоридный огарок массой 104,8 г загрузили в лабораторный реактор, залили в реактор 150 мл воды и выщелачивали с перемешиванием при температуре 80°C в течение 60 минут. Пульпу затем фильтровали. Хлоридный раствор анализировали на содержание контролируемых элементов.The resulting chloride cinder weighing 104.8 g was loaded into a laboratory reactor, 150 ml of water was poured into the reactor, and leached with stirring at a temperature of 80 ° C for 60 minutes. The pulp was then filtered. The chloride solution was analyzed for the content of controlled elements.
Хлоридный раствор объемом 160 мл залили в реактор и при температуре 25°C дозированной подачей раствора сульфида натрия провели осаждение сульфида меди. Осадок сульфида меди отфильтровали и высушили. Масса осадка составила 0,13 г, по данным анализа осадок содержал, в мас.%: 0,25 серебра; 66,2 меди и 33,5 серы. Обезмеженный хлоридный раствор залили в реактор с термостатированием, упарили при температуре 90-95°C до объема 100 мл и ввели в раствор 2,5 г хлорида кальция. При этом из раствора в течение 15 минут выпал осадок дигидрата сульфата кальция - гипса в виде хлопьев белого цвета. Пульпу упарили до объема 35 мл, охладили до температуры 25°C и отфильтровали. Осадок гипса высушили, масса осадка составила 2,2 г. Насыщенный хлоридный раствор объемом 30 мл содержал: <0,5 мг/л серебра; 94 мг/л меди; 105 мг/л серы и 212 г/л NaCl. Этот насыщенный раствор использовали в качестве хлорсодержащего реагента в опыте 2.A 160 ml chloride solution was poured into the reactor and copper sulfide was precipitated at a temperature of 25 ° C by a dosed supply of sodium sulfide solution. The copper sulfide precipitate was filtered and dried. The mass of the precipitate was 0.13 g, according to the analysis, the precipitate contained, in wt.%: 0.25 silver; 66.2 copper and 33.5 sulfur. The non-debonded chloride solution was poured into a temperature-controlled reactor, evaporated at a temperature of 90-95 ° C to a volume of 100 ml and 2.5 g of calcium chloride were introduced into the solution. At the same time, a precipitate of calcium sulfate dihydrate - gypsum in the form of white flakes fell out of solution within 15 minutes. The pulp was evaporated to a volume of 35 ml, cooled to a temperature of 25 ° C and filtered. The gypsum precipitate was dried, the mass of the precipitate was 2.2 g. A saturated chloride solution with a volume of 30 ml contained: <0.5 mg / l silver; 94 mg / l copper; 105 mg / l sulfur and 212 g / l NaCl. This saturated solution was used as a chlorine-containing reagent in experiment 2.
Влажный кек водного выщелачивания загрузили в лабораторный реактор, залили в реактор 350 мл раствора тиосульфата натрия с концентрацией Na2S2O3 40 г/л и выщелачивали с перемешиванием при температуре 70°C в течение 180 минут. По окончании выщелачивания пульпу охладили и фильтровали, нерастворимый осадок кека высушили. Продуктивный тиосульфатный раствор и нерастворимый осадок кека анализировали на содержание контролируемых элементов. Данные состава продуктов переработки хлоридного огарка кек автоклавного выщелачивания приведены в таблице 3.The wet cake of water leaching was loaded into a laboratory reactor, 350 ml of sodium thiosulfate solution with a concentration of 40 g / L Na 2 S 2 O 3 were poured into the reactor and leached with stirring at a temperature of 70 ° C for 180 minutes. After leaching, the pulp was cooled and filtered, and the insoluble cake was dried. Productive thiosulfate solution and insoluble cake cake were analyzed for the content of controlled elements. The composition of the products of the processing of chloride cinder cake autoclave leaching are shown in table 3.
Продуктивный тиосульфатный раствор выщелачивания кека хлоридного огарка объемом 370 мл залили в лабораторный реактор, при температуре 25°C с перемешиванием обработали раствором сульфида натрия с контролем полноты осаждения сульфидов. По завершении операции осаждения пульпу фильтровали, осадок сульфидов и раствор анализировали на содержание основных элементов. Состав продуктов осадительной обработки продуктивного тиосульфатного раствора приведен в таблице 4.A productive thiosulfate leach solution of chloride coke cake of 370 ml volume was poured into a laboratory reactor; at a temperature of 25 ° C, it was treated with stirring with a solution of sodium sulfide with control over the completeness of sulfide deposition. At the end of the deposition operation, the pulp was filtered, the sulfide precipitate and the solution were analyzed for the content of basic elements. The composition of the precipitation products of the productive thiosulfate solution is shown in table 4.
По аналогичной методике провели опыт №2 с использованием в качестве реагентов насыщенный хлоридный раствор и оборотный раствор тиосульфата натрия опыта №1. Результаты опыта №2 приведены в таблицах 2-4.Experiment No. 2 was carried out by a similar method using saturated chloride solution and sodium thiosulfate working solution of experiment No. 1 as reagents. The results of experiment No. 2 are shown in tables 2-4.
Расчеты на основании данных таблицы 3 показывают, что извлечение серебра в продуктивный тиосульфатный раствор выщелачивания кека хлоридного огарка в опытах 1, 2 составляет 95,1-95,3%.Calculations based on the data in table 3 show that the extraction of silver in a productive thiosulfate solution of leaching cake chloride in experiments 1, 2 is 95.1-95.3%.
Хлоридные растворы выщелачивания хлоридных огарков кека автоклавного выщелачивания содержат: 37,96-38,72 г/л хлорида натрия; 2,52-2,59 г/л серы; 509-525 мг/л меди и 2,1-2,4 мг/л серебра. После селективного осаждения и отделения от раствора осадков сульфида меди и гипса и упаривания насыщенный хлоридный раствор возвращают на приготовление шихты кека автоклавного выщелачивания. При необходимости в шихту добавляют определенное количество свежего хлорида щелочного металла. Результаты опыта №2 показывают, что оборотное использование раствора хлоридов щелочных металлов позволяет с такой же степенью эффективности извлекать серебро, как и с применением исходных хлоридных солей щелочных металлов. Использование хлоридного раствора в обороте позволяет существенно сократить затраты на хлорсодержащие реагенты.Autoclave cake leach chloride chloride leach solutions contain: 37.96-38.72 g / l sodium chloride; 2.52-2.59 g / l sulfur; 509-525 mg / l of copper and 2.1-2.4 mg / l of silver. After selective precipitation and separation of copper and gypsum sulfide from the precipitation solution and evaporation, the saturated chloride solution is returned to the preparation of the charge of the autoclave leaching cake. If necessary, a certain amount of fresh alkali metal chloride is added to the charge. The results of experiment No. 2 show that the reverse use of a solution of alkali metal chlorides allows silver to be extracted with the same degree of efficiency as with the use of the initial chloride salts of alkali metals. The use of a chloride solution in circulation can significantly reduce the cost of chlorine-containing reagents.
Данные таблицы 4 показывают, что обработка сульфидом натрия тиосульфатных растворов выщелачивания кека водного выщелачивания по заявляемому способу позволяет эффективно концентрировать серебро в осадке сульфидов и регенерировать тиосульфат натрия. Серебро и медь практически количественно осаждаются в осадок сульфидов, при содержании в осадке, в мас.%: 20,2-20,7 серебра; 55,8-56,5 меди; 23,3-23,5 серы. Осадок сульфидов перерабатывают известными способами с извлечением серебра. Раствор от осаждения сульфидов содержит 27,36-33,20 г/л тиосульфата натрия и как показывают результаты опыта №2 использование данного тиосульфатного раствора в обороте позволяет эффективно выщелачивать серебро из кека хлоридного огарка и сократить затраты на реагент - растворитель.The data in table 4 show that the treatment with sodium sulfide thiosulfate solutions of leaching cake water leaching according to the present method allows you to effectively concentrate silver in the precipitate of sulfides and regenerate sodium thiosulfate. Silver and copper are practically quantitatively precipitated in the precipitate of sulfides, when the content in the precipitate, in wt.%: 20,2-20,7 silver; 55.8-56.5 copper; 23.3-23.5 sulfur. The sulfide precipitate is processed by known methods with the extraction of silver. The solution from the deposition of sulfides contains 27.36-33.20 g / l of sodium thiosulfate and, as shown by the results of experiment No. 2, the use of this thiosulfate solution in circulation allows you to effectively leach silver from chloride cake and reduce the cost of the reagent - solvent.
Таким образом, заявляемый способ, в сравнении со способом-прототипом, позволяет существенно сократить затраты на переработку серебросодержащих концентратов за счет регенерации основных реагентов и эффективно извлекать серебро из кека автоклавного выщелачивания медных сульфидных серебросодержащих концентратовThus, the claimed method, in comparison with the prototype method, can significantly reduce the cost of processing silver-containing concentrates due to the regeneration of the main reagents and effectively extract silver from the autoclave leaching cake of copper sulfide silver-containing concentrates
Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе на базе ООО НИиПИ «ТОМС».To prove the criterion of "industrial use" the claimed method was tested on an enlarged scale on the basis of LLC NIIPI "TOMS".
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИINFORMATION SOURCES
1. Патент РФ №2162897, МПК 7C22B 11/02. Способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов / С.Б. Полонский, В.И. Седых, И.М. Седых (Россия) - опубл. 10.02.2001 г.1. RF patent №2162897, IPC 7 C22B 11/02. The method of extraction of precious metals from silver-containing concentrates / S. B. Polonsky, V.I. Sedykh, I.M. Sedykh (Russia) - publ. 02/10/2001
2. Лодейщиков В.В., Игнатьева К.Д. Рациональное использование серебросодержащих руд. М., «Недра», 1973, с.83-86 - прототип.2. Lodeishchikov VV, Ignatiev KD Rational use of silver-containing ores. M., "Nedra", 1973, pp. 83-86 - prototype.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013108716/02A RU2532697C2 (en) | 2013-02-28 | 2013-02-28 | Method of processing silver-containing concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013108716/02A RU2532697C2 (en) | 2013-02-28 | 2013-02-28 | Method of processing silver-containing concentrates |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2013108716A RU2013108716A (en) | 2014-09-10 |
| RU2532697C2 true RU2532697C2 (en) | 2014-11-10 |
Family
ID=51539681
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013108716/02A RU2532697C2 (en) | 2013-02-28 | 2013-02-28 | Method of processing silver-containing concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2532697C2 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107502752A (en) * | 2017-08-18 | 2017-12-22 | 钦州学院 | A kind of method for improving Silver From Ore leaching rate |
| CN108384967A (en) * | 2018-01-23 | 2018-08-10 | 昆明理工大学 | A method of recycling silver from steel works sintering dirt mud |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112708772B (en) * | 2020-12-23 | 2022-03-11 | 紫金矿业集团股份有限公司 | Method for high-valued and synergistic dechlorination of zinc smelting intermediate material |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1481295A (en) * | 1975-01-29 | 1977-07-27 | Nat Inst Metallurg | Process for the treatment of concentrates containing platinum group metals gold and silver |
| DE3307163A1 (en) * | 1983-03-01 | 1984-09-06 | Chevron Research Co., San Francisco, Calif. | Method for the selective removal of palladium from a mixture containing more palladium than platinum |
| RU2071978C1 (en) * | 1992-05-13 | 1997-01-20 | Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" | Method of copper-electrolyte slime processing |
| RU2164255C2 (en) * | 1999-02-04 | 2001-03-20 | ОАО "Красноярский завод цветных металлов" | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold |
| RU2204620C2 (en) * | 2001-07-30 | 2003-05-20 | ОАО "Красноярский завод цветных металлов им. В.Н.Гулидова" | Method of reprocessing iron oxide based sediments containing precious metals |
| RU2286399C1 (en) * | 2005-03-29 | 2006-10-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing materials containing precious metals and lead |
-
2013
- 2013-02-28 RU RU2013108716/02A patent/RU2532697C2/en active IP Right Revival
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1481295A (en) * | 1975-01-29 | 1977-07-27 | Nat Inst Metallurg | Process for the treatment of concentrates containing platinum group metals gold and silver |
| DE3307163A1 (en) * | 1983-03-01 | 1984-09-06 | Chevron Research Co., San Francisco, Calif. | Method for the selective removal of palladium from a mixture containing more palladium than platinum |
| RU2071978C1 (en) * | 1992-05-13 | 1997-01-20 | Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" | Method of copper-electrolyte slime processing |
| RU2164255C2 (en) * | 1999-02-04 | 2001-03-20 | ОАО "Красноярский завод цветных металлов" | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold |
| RU2204620C2 (en) * | 2001-07-30 | 2003-05-20 | ОАО "Красноярский завод цветных металлов им. В.Н.Гулидова" | Method of reprocessing iron oxide based sediments containing precious metals |
| RU2286399C1 (en) * | 2005-03-29 | 2006-10-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing materials containing precious metals and lead |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЛОДЕЙЩИКОВ В.В. и др. Рациональное использование серебросодержащих руд, изд-во "Недра", М., 1973, с. 83-86. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107502752A (en) * | 2017-08-18 | 2017-12-22 | 钦州学院 | A kind of method for improving Silver From Ore leaching rate |
| CN107502752B (en) * | 2017-08-18 | 2019-03-26 | 钦州学院 | A method of improving Silver From Ore leaching rate |
| CN108384967A (en) * | 2018-01-23 | 2018-08-10 | 昆明理工大学 | A method of recycling silver from steel works sintering dirt mud |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2013108716A (en) | 2014-09-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Gu et al. | Arsenic removal from lead-zinc smelter ash by NaOH-H2O2 leaching | |
| EP1727916A1 (en) | Recovery of metals from oxidised metalliferous materials | |
| RU2532697C2 (en) | Method of processing silver-containing concentrates | |
| RU2412259C1 (en) | Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus | |
| CN107058750B (en) | Germanic Bellamya aeruginosa comprehensive recycling process | |
| AU2064997A (en) | Process for stabilization of arsenic | |
| KR102460982B1 (en) | metal recovery from pyrite | |
| Han et al. | Synchronous extraction of Mn, Pb, Sn, and Se from hazardous electrolytic manganese anode slime (EMAS) via sulfidation transformation and leaching: Rapid separation and sulfidation mechanism | |
| CN101817554A (en) | Method for synthesizing calcium arsenate by oxygen pressure conversion | |
| RU2494160C1 (en) | Method of determination of gold and silver content in sulphide ores and products of their processing | |
| JPH09315819A (en) | Method for recovering arsenic from sulfide containing arsenic and production of calcium arsenate | |
| RU2627835C2 (en) | Method of complex processing of pyritic raw materials | |
| Gurman et al. | Gold and arsenic recovery from calcinates of rebellious pyrite–arsenopyrite concentrates | |
| RU2342446C2 (en) | Method of extraction of nonferrous and noble metals, mainly copper and gold, from sulfur waste | |
| RU2398903C1 (en) | Procedure for processing persistent uranium containing pyrite and valuable metals of materials for extraction of uranium and production of concentrate of valuable metals | |
| BRPI0801716A2 (en) | chemical process for the recovery of metals contained in steel industry waste | |
| JP2013095985A (en) | Method for recovering arsenic from nonferrous smelting smoke ash | |
| RU2395598C1 (en) | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides | |
| RU2441930C1 (en) | Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery | |
| RU2607681C1 (en) | Method of processing sulphide gold containing concentrates and ores | |
| RU2447166C2 (en) | Method of sulphide stock containing noble metals | |
| RU2691153C1 (en) | Method of processing a sulphide concentrate containing precious metals | |
| RU2255126C1 (en) | Thermohydrometallurgical method of complex processing of puritic ore copper concentrate and extraction of non-ferrous and noble metals | |
| RU2803472C1 (en) | Method for processing red mud from alumina production | |
| Kim et al. | Leaching of impurities for the up-gradation of molybdenum oxide and cementation of copper by scrap iron |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160229 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20170206 |