RU2632740C1 - Method of recovering precious metals from ore processing products - Google Patents

Method of recovering precious metals from ore processing products Download PDF

Info

Publication number
RU2632740C1
RU2632740C1 RU2016125295A RU2016125295A RU2632740C1 RU 2632740 C1 RU2632740 C1 RU 2632740C1 RU 2016125295 A RU2016125295 A RU 2016125295A RU 2016125295 A RU2016125295 A RU 2016125295A RU 2632740 C1 RU2632740 C1 RU 2632740C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
metals
pgm
solution
gold
platinum
Prior art date
Application number
RU2016125295A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Валерий Константинович Ларин
Леонид Шамильевич Бикбаев
Original Assignee
Валерий Константинович Ларин
Леонид Шамильевич Бикбаев
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 Валерий Константинович Ларин, Леонид Шамильевич Бикбаев filed Critical Валерий Константинович Ларин
Priority to RU2016125295A priority Critical patent/RU2632740C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2632740C1 publication Critical patent/RU2632740C1/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/06Chloridising
    • 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

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method includes heat treatment of industrial product with ammonium chloride followed by isolation of non-ferrous, rare, platinum and noble metals. In addition, the natural mineral pyrolusite is additionally introduced into the charge. The heat treatment for reducing loss of metals with sublimates is carried out at temperature not higher than 320°C for 30-180 min followed by hydrochloric acid leaching and isolation of metals from solution.
EFFECT: reduced losses of extracted metals.
1 tbl, 2 ex

Description

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано для извлечения благородных металлов из продуктов переработки руд и другого содержащего их материала - шлаков и шламов, отработанных катализаторов и т.п.The invention relates to the field of metallurgy and can be used to extract precious metals from products of ore processing and other material containing them - slag and sludge, spent catalysts, etc.

Целью изобретения является создание способа извлечения благородных металлов из гравитационных и флотационных продуктов переработки сульфидных никелевых, платиновых и золотосодержащих руд, гипергенных окисленных никель-кобальтовых и хромовых руд, продуктов обогащения и гидрометаллургической переработки зон окисления железных шляп - верхних окисленных частей месторождений цветных металлов, содержащих пирит, сульфидных никелевых руд различного состава при снижении эксплуатационных затрат и уменьшении отрицательного воздействия на окружающую среду.The aim of the invention is to provide a method for the extraction of precious metals from gravity and flotation products of the processing of sulfide nickel, platinum and gold-bearing ores, hypergenic oxidized nickel-cobalt and chromium ores, products of enrichment and hydrometallurgical processing of oxidation zones of iron hats - the upper oxidized parts of non-ferrous metal deposits containing pyrite , sulfide nickel ores of various compositions while reducing operating costs and reducing the negative impact on environment.

Поставленная задача решается доизмельчением промышленного продукта, содержащего металлы платиновой группы (МПГ) и золото, до тонины помола, обеспечивающей наиболее полное раскрытие зерен МПГ и золота, смешиванием подготовленного таким образом продукта с хлоридом аммония и пиролюзитом, низкотемпературным хлорированием смеси при температуре (120÷320)°С последующим горячим водным выщелачиванием хлоридов металлов растворами соляной кислоты, приводящим к переходу в раствор основной масса хлоридов цветных и редких металлов, а также металлов платиновой группы (МПГ) и золота, после чего извлечение хлоридов металлов - комплексов МПГ и золота - из солянокислых растворов осуществляется дробным аммиачным осаждением гидроксидов металлов или сорбцией их из растворов активированными углями или полимерными сорбентами.The problem is solved by grinding the industrial product containing platinum group metals (PGM) and gold to a fineness of grinding, which provides the most complete opening of PGM and gold grains, mixing the product thus prepared with ammonium chloride and pyrolusite, low-temperature chlorination of the mixture at a temperature of (120 ÷ 320 ) ° С followed by hot water leaching of metal chlorides with hydrochloric acid solutions, leading to the transition to the solution of the bulk of non-ferrous and rare metal chlorides, as well as metals platinum group (PGM) and gold, after which the extraction of metal chlorides - complexes of PGM and gold - from hydrochloric acid solutions is carried out by fractional ammonia precipitation of metal hydroxides or their sorption from solutions by activated carbon or polymer sorbents.

Среди возможных путей выделения МПГ и золота из окисленных никелевых руд известен метод, включающий многостадийное сернокислотное автоклавное выщелачивание (Молодых А.С., Вайтнер В.В., Калиниченко И.И., Шубин В.Н. Способ переработки окисленных никелевых руд. RU №224036, US №4044096). Недостатками указанного способа является дорогое и сложное в эксплуатации аппаратурное оформление, а также низкое извлечение МПГ.Among the possible ways of separating PGM and gold from oxidized nickel ores, a method is known that includes multistage sulfuric acid autoclave leaching (Molodykh A.S., Vaytner V.V., Kalinichenko II, Shubin V.N. Method for processing oxidized nickel ores. RU No. 224036, US No. 4044096). The disadvantages of this method is the expensive and difficult to operate hardware design, as well as low extraction of PGM.

Известен способ переработки окисленной никель-кобальтовой руды, включающий измельчение руды, ее обработку серной кислотой, термическую обработку полученного продукта, перевод в раствор растворимых сульфатов и получение сульфатизированных гранул никель-кобальтового концентрата, которые прокаливают, и из прокаленных гранул выщелачивают водой, а затем сорбируют на ионит никель и кобальт (Синегрибов В.А., Кольцов В.Ю., Логвиненко И.А., Мельник Д.В., Батшев В.И. RU №2287597,) к недостаткам способа следует отнести высокий расход серной кислоты и сложность аппаратурного оформления. Кроме того, при реализации указанного способа не решается задача комплексного извлечения полезных компонентов сырья, названных в описании «ненужными металлами», включая и МПГ.A known method of processing oxidized nickel-cobalt ore, including grinding the ore, processing it with sulfuric acid, heat treatment of the obtained product, transferring soluble sulfates to a solution and obtaining sulfated granules of nickel-cobalt concentrate, which are calcined, and leached from the calcined granules with water, and then sorbed nickel and cobalt ion exchanger (Sinegribov V.A., Koltsov V.Yu., Logvinenko I.A., Melnik D.V., Batshev V.I. RU No. 2287597,) the disadvantages of the method include high consumption of sulfuric acid and complex hardware design. In addition, the implementation of this method does not solve the problem of complex extraction of useful components of raw materials, called "unnecessary metals" in the description, including PGM.

Известен из промышленной практики способ извлечения МПГ из платиносодержащих концентратов (Петров Г.В., Грейвер Т.Н., Вергизова Т.В. Способ извлечения платиновых металлов из платиносодержащих концентратов. RU №2169200), при котором для вскрытия платинометалльного сырья широко применяют гидрохлорирование в сочетании с предварительным высокотемпературным (>1000ºC) окислительным обжигом. Применение обжига исходного материала обеспечивает окисление трудно вскрываемого сырья при хлорировании халькогенидов, арсенидов и других соединений МПГ до менее упорных металлических форм. При этом достигаются высокие показатели перехода МПГ в хлоридный раствор, однако полностью извлечь МПГ из огарков не удается, что обусловлено формированием на поверхности зерен МПГ плотных оксидных пассивирующих пленок, образующихся наряду с металлическими формами при прокаливании платиновых металлов на воздухе в интервале (800-1100)°С. Для удаления оксидных пленок требуются дополнительные процессы с применением специальных добавок, массой 5-10% от веса огарка.Known from industrial practice is a method for extracting PGM from platinum-containing concentrates (Petrov G.V., Greyver T.N., Vergizova T.V. A method for extracting platinum metals from platinum-containing concentrates. RU No. 2169200), in which hydrochlorination is widely used to open platinum-metal raw materials. in combination with preliminary high-temperature (> 1000ºC) oxidative firing. The use of firing of the starting material provides the oxidation of difficult-to-open raw materials during the chlorination of chalcogenides, arsenides and other PGM compounds to less resistant metal forms. At the same time, high rates of transition of PGMs to chloride solution are achieved, however, it is not possible to completely remove PGMs from cinder, due to the formation of dense passivating oxide films on the surface of PGM grains, which form along with metal forms when calcining platinum metals in air in the range (800-1100) ° C. To remove oxide films, additional processes are required with the use of special additives, weighing 5-10% by weight of the cinder.

К недостаткам следует отнести сложность процесса, повышенный расход энергии при высокотемпературном обжиге, затраты времени на остывание после обжига, затраты на специальные пассивирующие добавки.The disadvantages include the complexity of the process, increased energy consumption during high-temperature firing, the cost of cooling time after firing, the cost of special passivating additives.

Известен способ извлечения благородных металлов хлорированием МПГ и золотосодержащего материала в солевом расплаве KCl-MgCl2 при температуре 300-650°С с продувкой газообразным хлором. После отгонки летучих хлоридов алюминия, сурьмы, селена и теллура полученный сплав выщелачивают подкисленной водой с переводом платиновых металлов в раствор (Dubrovsky М. Processes for recovering precious metals. Patent US 5238662). Осуществление процесса хлорирования в расплаве требует сложного аппаратурного оформления и необходимости эффективной системы газоочистки и улавливания агрессивных и высокотоксичных летучих хлоридов, что существенно снижает эффективность способа и препятствует его реализации.A known method for the extraction of precious metals by chlorination of PGM and gold-containing material in a salt melt KCl-MgCl 2 at a temperature of 300-650 ° C with a purge of gaseous chlorine. After distillation of the volatile chlorides of aluminum, antimony, selenium and tellurium, the resulting alloy is leached with acidified water to convert platinum metals into solution (Dubrovsky M. Processes for recovering precious metals. Patent US 5238662). The implementation of the chlorination process in the melt requires sophisticated instrumentation and the need for an efficient gas cleaning and capture system for aggressive and highly toxic volatile chlorides, which significantly reduces the efficiency of the method and impedes its implementation.

Известен способ извлечения платины и палладия из промышленных продуктов, содержащих МПГ, включающий спекание материала с пероксидом щелочного металла, выщелачивание спека и сорбцию платины и палладия из солянокислого раствора силикагелем, модифицированным мочевиной или фенилтиомочевиной (Бахвалова И.П., Бахтина М.П., Волкова Г.В., Лосев В.Н., Трофимчук А.К. Патент РФ 2103394). Существенным недостатком данного способа, ориентированного на использование в аналитической химии и неудобного для промышленного использования, является большой расход реагентов.A known method for the extraction of platinum and palladium from industrial products containing PGM, including sintering a material with alkali metal peroxide, leaching cake and sorption of platinum and palladium from a hydrochloric acid solution with silica gel, modified urea or phenylthiourea (Bakhvalova I.P., Bakhtina M.P., Volkova G.V., Losev V.N., Trofimchuk A.K. RF Patent 2103394). A significant disadvantage of this method, oriented to use in analytical chemistry and inconvenient for industrial use, is the high consumption of reagents.

Известен способ переработки платиносодержащих концентратов Бушвельда (Зубатарева Л.И. Перспективы платиноносности хромитов. "Изв. ВУЗов, геол. и разведка". М., 1984), включающий концентрирование МПГ в штейне с последующим гидрометаллургическим переделом. Недостатком способа является необходимость применения дорогостоящей плазменной печи сложной конструкции (система ЕРР расширения плазмы).A known method of processing platinum-containing concentrates Bushvelda (Zubatareva LI Prospects for platinum-bearing chromites. "Izv. Universities, geol. And exploration". M., 1984), including the concentration of PGM in matte with subsequent hydrometallurgical redistribution. The disadvantage of this method is the need to use an expensive plasma furnace of complex design (EPP plasma expansion system).

Известен способ выделения благородных металлов из огарка - отхода производства серной кислоты, получаемого при обжиге серного колчедана, включающий обработку СВЧ-полем и раствором кислоты и/или окислителя с переводом благородных металлов в раствор и суспензию, разделение на немагнитный остаток и магнитную фракцию, сорбцию благородных металлов с получением концентрата и выделение из него благородных металлов (Борщев М.М., Чернышев В.И., Казаков С.И., Тертышный И.Г., Сычев А.И., Обысов А.В. Способ выделения благородных металлов из огарка - отхода производства серной кислоты. Патент RU 2315817). Метод требует применения сложной аппаратуры и сложен в реализации.A known method of separating precious metals from cinder - waste production of sulfuric acid obtained by roasting sulfur pyrite, including processing with a microwave field and a solution of acid and / or oxidizing agent with the conversion of precious metals into a solution and suspension, separation into a non-magnetic residue and magnetic fraction, sorption of precious metals to obtain a concentrate and the separation of precious metals from it (Borschev M.M., Chernyshev V.I., Kazakov S.I., Tertyshny I.G., Sychev A.I., Obyssov A.V. Method for the separation of noble metals from cinder and sulfuric acid. Patent RU 2315817). The method requires the use of complex equipment and is difficult to implement.

Известен способ гидрометаллургического выделения золота и серебра из твердых материалов, включающий обработку твердых отходов пирометаллургии, содержащих благородные металлы, раствором хлорида железа (III), последующую сорбцию серебра и золота на твердом анионообменнике полиаминного типа и десорбцию благородных металлов с анионообменника раствором тиомочевины и минеральной кислоты (Шишкин Д.Н., Усов В.Г. Способ выделения благородных металлов из отходов пирометаллургии. Патент RU 2092597). Способ низкопроизводителен и предназначен для использования в аналитической химии.A known method of hydrometallurgical separation of gold and silver from solid materials, including the processing of solid pyrometallurgy waste containing precious metals with a solution of iron (III) chloride, subsequent sorption of silver and gold on a solid polyamine type anion exchanger and desorption of noble metals from the anion exchanger with a solution of thiourea and mineral acid ( Shishkin D.N., Usov V.G. Method for the separation of precious metals from pyrometallurgy wastes (Patent RU 2092597). The method is low productivity and is intended for use in analytical chemistry.

Известен способ переработки сульфидных медно-никелевых руд, содержащих платиновые металлы и железо (Скиба В.И., Макаров В.Н. Способ переработки сульфидных медно-никелевых руд, содержащих платиновые металлы и железо. Патент RU 2057193), заключающийся во флотационном обогащении измельченной руды до ~20 мас.% и МПГ до (55÷60) г/т, во введении карбонатита в шихту в качестве флюса, плавке шихты при (1300÷1350°С) в атмосфере аргона или азота с получением штейна, содержащего МПГ, с последующим переводом железа в раствор при выщелачивании штейна. Метод сложен в практическом применении и более применим в аналитических целях.A known method of processing sulfide copper-nickel ores containing platinum metals and iron (Skiba V.I., Makarov V.N. Method for processing sulfide copper-nickel ores containing platinum metals and iron. Patent RU 2057193), which consists in flotation concentration of crushed ores up to ~ 20 wt.% and PGM up to (55 ÷ 60) g / t, by introducing carbonatite into the mixture as a flux, melting the mixture at (1300 ÷ 1350 ° C) in an argon or nitrogen atmosphere to obtain a matte containing PGM, with the subsequent transfer of iron into the solution by leaching the matte. The method is complicated in practical application and is more applicable for analytical purposes.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату (прототип) является способ извлечения МПГ из платиносодержащих концентратов, включающий окислительный обжиг концентрата при 1050°С, предварительное выщелачивание огарка серной кислотой при 70°С, окислительное выщелачивание при нормальной температуре смесью соляной кислоты и пероксида водорода для перевода благородных металлов в раствор с последующим осаждением МПГ и золота (Меретуков М.А., Орлов A.M., Металлургия благородных металлов. М., Металлургия, 1991, с. 270).The closest in technical essence and the achieved result (prototype) is a method for extracting PGM from platinum-containing concentrates, including oxidative roasting of the concentrate at 1050 ° C, preliminary leaching of the cinder with sulfuric acid at 70 ° C, oxidative leaching at normal temperature with a mixture of hydrochloric acid and hydrogen peroxide for the transfer of precious metals into solution, followed by precipitation of PGM and gold (Meretukov MA, Orlov AM, Metallurgy of precious metals. M., Metallurgy, 1991, p. 270).

Недостатками данного способа являются:The disadvantages of this method are:

- низкое извлечение МПГ в хлоридный раствор, обусловленное формированием на поверхности зерен МПГ плотных оксидных пассивирующих пленок;- low extraction of PGM in a chloride solution due to the formation of dense passivating oxide films on the surface of the PGM grains;

- образование на стадии гидрохлорирования продукта с высоким остаточным содержанием МПГ и необходимость повторной обработки продукта либо применения дополнительных специальных технологических приемов для доизвлечения МПГ.- the formation at the stage of hydrochlorination of the product with a high residual content of PGM and the need for re-processing of the product or the use of additional special technological methods for retrieval of PGM.

Заявленный метод включает комплексную переработку промышленных продуктов, содержащих МПГ и золото, при одновременном упрощении аппаратурной схемы, сокращении затрат на реагенты и обеспечении экологической безопасности производства с извлечением всего комплекса металлов, присутствующих в продукте, поступившем на переработку, включая МПГ и золото.The claimed method involves the integrated processing of industrial products containing PGM and gold, while simplifying the hardware scheme, reducing the cost of reagents and ensuring the environmental safety of production with the extraction of the entire complex of metals present in the product received for processing, including PGM and gold.

При этом имеет место ряд химических превращений, отражаемых следующими химическими реакциями.In this case, a number of chemical transformations take place, which are reflected by the following chemical reactions.

При отсутствии в продуктах сульфидов:In the absence of sulfides in the products:

1. 4NH4Cl+МnO2=Сl2+МnСl2+4NH3+2Н2O.1. 4NH 4 Cl + MnO 2 + Cl 2 = MnSl 2 + 4NH 3 + 2H 2 O.

2. NH4Cl=NH3+НСl.2. NH 4 Cl = NH 3 + Hcl.

3.4НСl+МnO2=Сl2+МnСl2+2Н2O.3.4NSl + MnO 2 + Cl 2 = MnSl 2 + 2H 2 O.

При наличии в продуктах сульфидов:In the presence of sulfides in products:

4. FeS2+1,5Сl2+O2=FeCl3+2SO2.4. FeS 2 + 1,5Cl 2 + O 2 = FeCl 3 + 2SO 2 .

В результате этой реакции образуется свежеобразованный трихлорид железа, в котором катион трехвалентного железа является мощным окислителем.As a result of this reaction, a freshly formed iron trichloride is formed in which the ferric cation is a powerful oxidizing agent.

5. FeS+1,5Сl2+O2=FeCl3+SO2.5. FeS + 1.5Cl 2 + O 2 = FeCl 3 + SO 2 .

6. CuFeS2+2,5 Сl2+O2=CuCl2+FeCl3+2SO2.6. CuFeS 2 + 2.5 Cl 2 + O 2 = CuCl 2 + FeCl 3 + 2SO 2 .

7. ZnS+Cl2+O2=ZnCl2+SO2.7. ZnS + Cl 2 + O 2 = ZnCl 2 + SO 2 .

8. 2NH3+SO2+H2O+0,5 O2=(NH4)2SO4.8. 2NH 3 + SO 2 + H 2 O + 0.5 O 2 = (NH4) 2 SO 4 .

9. NiO+2HCl=NiCl2+H2O.9. NiO + 2HCl = NiCl 2 + H 2 O.

10. CoO+2HCl=CoCl2+H2O.10. CoO + 2HCl = CoCl 2 + H 2 O.

11. Fe2O3+6HCl=2FeCl3+3H2O.11. Fe 2 O 3 + 6HCl = 2FeCl 3 + 3H 2 O.

Так, все присутствующие в продуктах окисленные и сульфидные минералы переходят в хлориды металлов при температурах ниже температуры их сублимации.So, all oxidized and sulfide minerals present in the products go into metal chlorides at temperatures below their sublimation temperature.

Непременным условием для комплексообразования МПГ и золота с хлор-ионом является создание необходимого и достаточного окислительно-восстановительного потенциала, при котором возможно окисление МПГ и золота.An indispensable condition for the complex formation of PGM and gold with a chlorine ion is the creation of the necessary and sufficient redox potential, in which oxidation of PGM and gold is possible.

Полуреакция окисления-восстановления золота:Gold oxidation-reduction half reaction:

Аu3++3е=Аu°Au 3+ + 3е = Au °

имеет стандартный окислительно-восстановительный потенциал Е°=+1,5 В.has a standard redox potential E ° = + 1.5 V.

Если ион трехвалентного золота участвует в комплексообразовании с хлором, тоIf a trivalent gold ion is involved in complexation with chlorine, then

Au3++4Сl=АuСl4,Au 3+ + 4Cl = AuCl 4 ,

и окислительно-восстановительный потенциал этой реакции Е°=+0,958 В.and the redox potential of this reaction is E ° = + 0.958 V.

Полуреакция окисления-восстановления платины:The reaction of oxidation-reduction of platinum:

PtCl6 2-+4e=Pt+6Cl- PtCl 6 2- + 4e = Pt + 6Cl -

имеет стандартный потенциал Е°=+0,763 В,has a standard potential E ° = + 0.763 V,

а для палладия Е°=+0,684 В.and for palladium E ° = + 0.684 V.

Таким образом, для окисления МПГ и золота в присутствии хлор-иона как комплексообразователя необходимо применение окислителей, создающих Е° более 1.0 В.Thus, for the oxidation of PGM and gold in the presence of a chlorine ion as a complexing agent, it is necessary to use oxidizing agents that create an E ° of more than 1.0 V.

При этом происходит коплексообразование МПГ и золота по реакциям:In this case, the coplex formation of PGM and gold by reactions:

12. Au+1,5Cl2+HCl=HAuCl4.12. Au + 1.5Cl 2 + HCl = HAuCl 4 .

13. Pt+2Сl2+2НСl=H2PtCl6.13. Pt + 2Cl 2 + 2CHl = H 2 PtCl 6 .

14. Pd+Cl2+2HCl=H2PdCl4.14. Pd + Cl 2 + 2HCl = H 2 PdCl 4 .

Наличие в растворах вновь образованного трихлорида железа по реакциям 4, 5 и 11, являющегося сильным окислителем, также обеспечивает окисление МПГ и золота с образованием хлорных комплексов:The presence of newly formed iron trichloride in solutions according to reactions 4, 5, and 11, which is a strong oxidizing agent, also provides the oxidation of PGM and gold with the formation of chlorine complexes:

15. Au+FeCl3+НСl+Сl2=НАuСl4+FeCl2.15. Au + FeCl 3 + HCl + Cl 2 = HAuCl 4 + FeCl 2 .

16 Pt+FeCl3+HCl+1,5Cl2=H2PtCl6+FeCl2.16 Pt + FeCl 3 + HCl + 1,5Cl 2 = H 2 PtCl 6 + FeCl 2 .

17. Pd+FeCl3+2HCl+1,5Cl2=H2Pd Cl4+FeCl2.17. Pd + FeCl 3 + 2HCl + 1,5Cl 2 = H 2 Pd Cl 4 + FeCl 2 .

Прохлорированный таким образом промышленный продукт направляется на операцию горячего водного выщелачивания хлоридов металлов растворами соляной кислоты, при этом в раствор переходит основная масса хлоридов цветных и редких металлов, а также МПГ и золота.The industrial product so chlorinated is directed to the operation of hot water leaching of metal chlorides with hydrochloric acid solutions, while the bulk of non-ferrous and rare metal chlorides, as well as PGM and gold, pass into the solution.

Извлечение хлоридов металлов и комплексов МПГ и золота из солянокислых растворов осуществляется дробным аммиачным осаждением гидроксидов металлов или сорбцией из растворов на активированных углях либо полимерных сорбентах.Extraction of metal chlorides and complexes of PGM and gold from hydrochloric acid solutions is carried out by fractional ammonia precipitation of metal hydroxides or sorption from solutions on activated carbon or polymer sorbents.

Способ реализуется следующим образом.The method is implemented as follows.

Пример 1Example 1

Промышленный продукт, представляющий собой окисленные никель-кобальтовые руды, содержащие NiO - 0,9%; СоО- 0,1%; Cr2O3-0,4%; SiO2 - 48% Аl2O3 - 6,6%; МnО 0,8%; СаО - 0,6%; МПГ - 0,14 г/т, измельчают и смешивают с двойным избытком хлорида аммония, необходимого для хлорирования целевых металлов. Дополнительно в шихту добавляют пиролюзит при расходе 25,0 кг/т, подготовленную таким образом шихту загружают в трубчатую печь, где в течение 1,5-3,0 часов проводят операцию низкотемпературного обжига при температуре 300-320°С, после чего обожженную массу выщелачивают в солянокислом растворе при температуре не выше 70-90°С в течение 0,5-1,5 часов. При выщелачивании извлечение металлов платиновой группы в виде гексахлорплатината платины и тетрахлорпалладита палладия составляет 98,3 и 97,7% соответственно. Никель, кобальт, алюминий и марганец практически полностью переходят при этом в раствор. Из раствора, полученного в результате выщелачивания, последовательно осаждают платиноиды в виде аммонийгексахлорплатината и аммонийтетрахлорпалладита. При значении рН равном 5 в осадок выпадают гидроксиды железа и алюминия, при рН=9 осаждаются марганец, никель и кобальт и, наконец, при рН=10-11 в осадок выпадают кальций и магний. Последовательное прокаливание полученных гидроксидов позволяет получить оксиды соответствующих металлов, регенерируя при этом аммиак, который при реакции с соляной кислотой образует хлористый аммоний, направляемый на операцию хлорирования исходного промышленного продукта.Industrial product, which is an oxidized nickel-cobalt ore containing NiO - 0.9%; CoO - 0.1%; Cr 2 O 3 -0.4%; SiO 2 - 48% Al 2 O 3 - 6.6%; MnO 0.8%; CaO - 0.6%; PGM - 0.14 g / t, crushed and mixed with a double excess of ammonium chloride, necessary for the chlorination of target metals. In addition, pyrolyusite is added to the charge at a flow rate of 25.0 kg / t, the mixture thus prepared is loaded into a tube furnace, where the operation of low-temperature firing is carried out for 1.5-3.0 hours at a temperature of 300-320 ° C, after which the calcined mass leached in a hydrochloric acid solution at a temperature not exceeding 70-90 ° C for 0.5-1.5 hours. When leaching, the recovery of platinum group metals in the form of platinum hexachloroplatinate and palladium tetrachloropalladite is 98.3 and 97.7%, respectively. Nickel, cobalt, aluminum and manganese almost completely pass into the solution. From the solution obtained by leaching, platinoids in the form of ammonium hexachloroplatinate and ammonium tetrachloropalladite are successively precipitated. At a pH value of 5, iron and aluminum hydroxides precipitate, at pH = 9, manganese, nickel and cobalt precipitate, and finally, at pH = 10-11, calcium and magnesium precipitate. Successive calcination of the obtained hydroxides allows one to obtain oxides of the corresponding metals, regenerating ammonia, which, when reacted with hydrochloric acid, forms ammonium chloride, which is sent to the chlorination operation of the initial industrial product.

Пример 2Example 2

Промышленный продукт, представляющий собой обожженный для удаления серы огарок сульфидного концентрата, содержащий золота 182 г/т, серебра 52 г/т, платины 10 г/т, палладия 13 г/т, смешивают с хлоридом аммония, добавляют пиролюзит при расходе 150 кг/т продукта, что обеспечивает окислительно-восстановительный потенциал ≥1,4 В. Далее в печи низкотемпературного обжига проводят операцию хлорирования при температуре 300-320°С в течение ≤0,5 часа. После обжига проводят выщелачивание в солянокислой среде в течение 2 часов при различных температурах (см. табл. 1, с примерами 2.1, 2.2, 2.3).An industrial product, which is a sulphide concentrate calcined for removal of sulfur, containing gold 182 g / t, silver 52 g / t, platinum 10 g / t, palladium 13 g / t, mixed with ammonium chloride, pyrolusite is added at a rate of 150 kg / t of product, which provides a redox potential of ≥1.4 V. Then, in the low-temperature kiln, a chlorination operation is carried out at a temperature of 300-320 ° C for ≤0.5 hours. After firing, leaching is carried out in a hydrochloric acid medium for 2 hours at various temperatures (see table. 1, with examples 2.1, 2.2, 2.3).

Figure 00000001
Figure 00000001

Как следует из таблицы, выщелачивание МПГ и золота начинается уже при температуре 40°С, оптимальные показатели достигаются в интервале температур 70-95°С. Извлечение в раствор золота, платины и палладия составляет: золота 90,0-93,9%, платины 94,8-98,8% и палладия 89,2-94,8%.As follows from the table, the leaching of PGM and gold begins already at a temperature of 40 ° C, optimal performance is achieved in the temperature range of 70-95 ° C. Extraction into the solution of gold, platinum and palladium is: gold 90.0-93.9%, platinum 94.8-98.8% and palladium 89.2-94.8%.

Таким образом, изложенные выше сведения свидетельствуют о том, что заявленное изобретение - «Способ выделения благородных металлов из продуктов переработки руд» - обладает заявленными выше свойствами и совокупность отличительных признаков описываемого способа обеспечивает достижение указанного результата.Thus, the above information indicates that the claimed invention - "Method for the separation of precious metals from ore processing products" - has the properties stated above and the combination of distinctive features of the described method ensures the achievement of the specified result.

В результате проведенного анализа уровня техники выделения благородных металлов с целью их извлечения из продуктов переработки руд и другого содержащего их материала - шламов, отработанных катализаторов и т.п. аналог, характеризующийся признаками, тождественными всем существенным признакам заявленного изобретения, не обнаружен, следовательно, заявленное изобретение соответствует условию "новизна".As a result of the analysis of the prior art, the separation of precious metals with the aim of extracting them from ore processing products and other material containing them - sludge, spent catalysts, etc. an analogue characterized by features identical to all the essential features of the claimed invention is not found, therefore, the claimed invention meets the condition of "novelty."

Дополнительный поиск известных решений показал, что заявленное изобретение не вытекает для специалиста явным образом из известного уровня техники, поскольку подобрана новая совокупность и очередность технологических воздействий, обеспечивающих глубокую безотходную переработку продуктов переработки руд и другого содержащего их материала - шламов, отработанных катализаторов и т.п., результатом которой является получение металлов платиновой группы и золота. Следовательно, заявленное изобретение соответствует условию "изобретательский уровень".An additional search for known solutions showed that the claimed invention does not follow explicitly from the prior art for a specialist, since a new set and sequence of technological influences that provide deep waste-free processing of ore processing products and other material containing them - sludge, spent catalysts, etc. ., the result of which is the production of platinum group metals and gold. Therefore, the claimed invention meets the condition of "inventive step".

Неожиданным результатом изобретения является возможность термообработки для уменьшения потерь металлов при температуре не выше 320°С.An unexpected result of the invention is the possibility of heat treatment to reduce metal loss at a temperature of no higher than 320 ° C.

Для заявленного способа в том виде, как он охарактеризован в изложенной формуле изобретения, нет препятствий его осуществления на практике с использованием современных технических средств. Следовательно, заявленное изобретение соответствует условию "промышленная применимость".For the claimed method in the form as described in the claims, there are no obstacles to its implementation in practice using modern technical means. Therefore, the claimed invention meets the condition of "industrial applicability".

Claims (1)

Способ переработки промышленных продуктов, содержащих металлы платиновой группы, цветные и благородные металлы, включающий термообработку промышленного продукта с хлоридом аммония с последующим выщелачиванием и извлечением упомянутых металлов из раствора, отличающийся тем, что в шихту для термообработки вводят природный минерал пиролюзит в соотношении 2,5-15,0 мас.ч. к обрабатываемому продукту, дополнительно вводят свежеобразованный трихлорид железа до достижения стандартного электродного потенциала 1,4 В, термообработку ведут при температуре не выше 320°C в течение 30-180 мин, а выщелачивание ведут солянокислым раствором с последующим выделением упомянутых металлов из раствора.A method of processing industrial products containing platinum group metals, non-ferrous and noble metals, including heat treatment of an industrial product with ammonium chloride, followed by leaching and extraction of the mentioned metals from a solution, characterized in that a pyrolyuzite mineral in the ratio of 2.5- is introduced into the charge for heat treatment 15.0 parts by weight to the processed product, freshly formed iron trichloride is additionally added until a standard electrode potential of 1.4 V is reached, heat treatment is carried out at a temperature not exceeding 320 ° C for 30-180 minutes, and leaching is carried out with a hydrochloric acid solution, followed by the isolation of the mentioned metals from the solution.
RU2016125295A 2016-06-24 2016-06-24 Method of recovering precious metals from ore processing products RU2632740C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2016125295A RU2632740C1 (en) 2016-06-24 2016-06-24 Method of recovering precious metals from ore processing products

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2016125295A RU2632740C1 (en) 2016-06-24 2016-06-24 Method of recovering precious metals from ore processing products

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2632740C1 true RU2632740C1 (en) 2017-10-09

Family

ID=60040641

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2016125295A RU2632740C1 (en) 2016-06-24 2016-06-24 Method of recovering precious metals from ore processing products

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2632740C1 (en)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5238662A (en) * 1987-07-31 1993-08-24 Chevron Research Company Processes for recovering precious metals
RU2048554C1 (en) * 1992-05-13 1995-11-20 Крылов Владимир Владимирович Method for gold refining
RU2169200C1 (en) * 2000-03-29 2001-06-20 Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) Method of recovering platinum metals from platinum-containing concentrates
WO2001055462A1 (en) * 2000-01-28 2001-08-02 Umicore Process for refining silver bullion with gold separation
JP2006183099A (en) * 2004-12-28 2006-07-13 Nippon Mining & Metals Co Ltd Method for removing impurity in platinum
EA201291253A1 (en) * 2010-06-09 2013-06-28 Ототек Оюй METHOD FOR EXTRACTING GOLD THROUGH EXTRACTION BY SOLVENT
WO2015135053A1 (en) * 2014-03-12 2015-09-17 Dundee Sustainable Technologies Inc. An improved closed loop method for gold and silver extraction by halogens

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5238662A (en) * 1987-07-31 1993-08-24 Chevron Research Company Processes for recovering precious metals
RU2048554C1 (en) * 1992-05-13 1995-11-20 Крылов Владимир Владимирович Method for gold refining
WO2001055462A1 (en) * 2000-01-28 2001-08-02 Umicore Process for refining silver bullion with gold separation
RU2169200C1 (en) * 2000-03-29 2001-06-20 Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) Method of recovering platinum metals from platinum-containing concentrates
JP2006183099A (en) * 2004-12-28 2006-07-13 Nippon Mining & Metals Co Ltd Method for removing impurity in platinum
EA201291253A1 (en) * 2010-06-09 2013-06-28 Ототек Оюй METHOD FOR EXTRACTING GOLD THROUGH EXTRACTION BY SOLVENT
WO2015135053A1 (en) * 2014-03-12 2015-09-17 Dundee Sustainable Technologies Inc. An improved closed loop method for gold and silver extraction by halogens

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Liu et al. Recovery of scattered and precious metals from copper anode slime by hydrometallurgy: A review
EP1727916B1 (en) Recovery of metals from oxidised metalliferous materials
You et al. Extraction of manganese from iron rich MnO2 ores via selective sulfation roasting with SO2 followed by water leaching
CN105452497B (en) From complicated base material synthetical recovery metal
CN103911508B (en) Method for recovering rhenium from arsenic sulfide pressure leaching liquid
Antuñano et al. Hydrometallurgical processes for Waelz oxide valorisation–An overview
Kim et al. Recovery of rhenium from a molybdenite roaster fume as high purity ammonium perrhenate
NO760397L (en)
CN102534244A (en) Method for concentrating precious metal from low-grade precious metal material
AU2021204219B2 (en) Recovery of Metals from Pyrite
JP2005042155A (en) Method for concentrating noble metal contained in leaching residue from hydrometallurgical copper refining process
CN111003834A (en) Method for removing arsenic and chlorine from waste acid
WO1997031861A1 (en) Process for stabilization of arsenic
Kashyap et al. Extraction and recovery of zinc and indium from residue rich in zinc ferrite
Harris et al. The Jaguar Nickel Inc. Sechol laterite project atmospheric chloride leach process
US7871454B2 (en) Chemical process for recovery of metals contained in industrial steelworks waste
CN102409161A (en) Method for increasing leaching rate of gold and silver
CN108950195B (en) Method for extracting valuable metals from zinc concentrate oxidizing slag by using chlorine-containing wastewater
RU2632740C1 (en) Method of recovering precious metals from ore processing products
RU2398034C1 (en) Procedure for processing sulphide gold containing arsenic-antimonous concentrates or ores
RU2607681C1 (en) Method of processing sulphide gold containing concentrates and ores
Zhang et al. Reductive acid leaching of cadmium from zinc neutral leaching residue using hydrazine sulfate
JPH05171310A (en) Zinc smelting method by reducing roasting
WO2020075288A1 (en) Method and device for processing nickel oxide ore
Alex et al. Studies on processing of an Alnico scrap

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20180625