RU2655413C9 - Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания - Google Patents
Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания Download PDFInfo
- Publication number
- RU2655413C9 RU2655413C9 RU2016104530A RU2016104530A RU2655413C9 RU 2655413 C9 RU2655413 C9 RU 2655413C9 RU 2016104530 A RU2016104530 A RU 2016104530A RU 2016104530 A RU2016104530 A RU 2016104530A RU 2655413 C9 RU2655413 C9 RU 2655413C9
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- cathode
- pulp
- anode
- raw materials
- solution
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 46
- 239000002994 raw material Substances 0.000 title claims abstract description 44
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 43
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 22
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 71
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 48
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 48
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims abstract description 33
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 claims abstract description 22
- 239000012528 membrane Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 claims abstract description 11
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims abstract description 7
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 81
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 27
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims description 22
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims description 22
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 18
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 10
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 9
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims description 8
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 8
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000010439 graphite Substances 0.000 claims description 6
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 claims description 6
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000010936 titanium Substances 0.000 claims description 5
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 238000007781 pre-processing Methods 0.000 claims description 4
- 229910001514 alkali metal chloride Inorganic materials 0.000 claims description 3
- MYWUZJCMWCOHBA-VIFPVBQESA-N methamphetamine Chemical compound CN[C@@H](C)CC1=CC=CC=C1 MYWUZJCMWCOHBA-VIFPVBQESA-N 0.000 claims 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 abstract description 33
- 239000010931 gold Substances 0.000 abstract description 27
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 abstract description 16
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 14
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 13
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 abstract description 13
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 10
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 abstract description 10
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 abstract description 10
- 239000004332 silver Substances 0.000 abstract description 10
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 6
- 238000013461 design Methods 0.000 abstract description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 3
- 239000012633 leachable Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 23
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 14
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 10
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 9
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 8
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 8
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 7
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 5
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 5
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 5
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 description 3
- QWPPOHNGKGFGJK-UHFFFAOYSA-N hypochlorous acid Chemical class ClO QWPPOHNGKGFGJK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 3
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 2
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 150000004678 hydrides Chemical class 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical class O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N gold silver Chemical compound [Ag].[Au] PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007038 hydrochlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 238000009738 saturating Methods 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 229910001415 sodium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Geology (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к переработке полиметаллического сырья для извлечения цветных металлов. Способ включает анодное выщелачивание сырья водным раствором, содержащим соляную кислоту, и катодное осаждение электроположительных металлов в диафрагменном электролизере с анодным и катодным пространствами, разделенными катионообменными мембранами. Электролизер содержит по меньшей мере одно анодное и два катодных пространства. Техническим результатом является повышение степени растворения цветных металлов, в том числе меди, золота и серебра, увеличение скорости растворения выщелачиваемых компонентов из сложного по составу полиметаллического сырья, упрощение технологии выщелачивания, а также упрощение конструкции и обслуживания устройства, позволяющего осуществить заявленный способ. 3 н. и 10 з.п. ф-лы, 2 ил., 7 пр.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности, к гидрометаллургии, и может быть использовано при переработке полиметаллического сырья для извлечения цветных металлов. Способ преимущественно предназначен для выщелачивания трудновскрываемого сульфидного сырья, содержащего благородные металлы.
Известен способ переработки золотосодержащего сырья методом электрохлоринации /Максимов В.И. Электрохлоринация как метод комплексного извлечения металлов. - М.: Металлургиздат, 1955, 160 с./. Известный способ может быть использован для металлизированного сырья, золото-серебряных, полиметаллических окисленных, сульфидных, мышьяковистых и сурьмянистых руд, промпродуктов металлургического производства, сырья, содержащего металлы платиновой группы. Способ заключается в обработке исходного сырья газообразным хлором в растворе, содержащем хлор-ионы, при перемешивании пульпы. Выщелачивание проводится в анодном пространстве диафрагменного электролизера, в котором происходит процесс электролиза водного раствора хлорида натрия. В процессе электролиза на аноде происходит преимущественный разряд ионов хлора, в результате чего образуется газообразный хлор, который, насыщая раствор и выделяясь из раствора в газообразном виде, участвует в растворении металлов, содержащихся в загружаемом сырье, и используется непосредственно по месту его получения. Анодное окисление хлор-иона проходит через стадию образования атомарного хлора, который является значительно более активным окислителем, чем молекулярный хлор. Несмотря на незначительное время существования атомарного хлора, он присутствует в растворе и не только способствует интенсификации растворения золота, но и позволяет растворить трудновскрываемые минералы, содержащиеся в сырье. В катодном пространстве электролизера получается раствор едкого натра, который является побочным продуктом процесса.
Процесс проводится при отношении Ж:Т=2,35-3,65:1, анодной плотности тока 800-1000 А/м2, напряжении на электродах 4,5-5,0 В, при продолжительности обработки сырья от 0,5 до 30 часов, зависящей от вида выщелачиваемого материала. Расход электроэнергии на тонну исходного продукта может достигать 1000 кВт-час. Извлечение в раствор достигает, %: золота - 88,5, серебра - 85,7, меди - 81,4, кобальта - 88,0.
К недостаткам процесса можно отнести относительно высокую продолжительность процесса для отдельных видов сырья, недостаточно высокую степень растворения золота, связанную с тем, что происходит его обратное осаждение за счет переходящих в раствор металлов-примесей. Кроме того, проведение процесса в растворе хлорида натрия приводит к усложнению состава раствора и затруднениям при выделении металлов.
Наиболее близким к заявленному является способ электровыщелачивания полиметаллического сырья /Патент Республики Казахстан №13914, 11.07.2002/, включающий обработку исходного материала в водном растворе, содержащем ионы хлора, в анодном пространстве электролизера с разделенным катионообменными мембранами анодным и катодным пространством при перемешивании, при анодном потенциале, обеспечивающем разряд ионов хлора и катодном потенциале, не превышающем потенциала разряда ионов водорода. В качестве электролита предложено использовать водный раствор, содержащий соляную кислоту. Способ предусматривает необходимость подачи в пульпу хлорсодержащего газа и соли азотной кислоты. Продуктивный раствор, получаемый после выделения из пульпы нерастворенного остатка, предложено направлять в катодное пространство электролизера.
Устройство для осуществления данного способа содержит корпус, внутреннее пространство которого разделено на два катодных и одно анодное пространство, в которых размещены соответственно катоды и аноды, средства для загрузки исходных материалов и отвода пульпы, средства для перемешивания, причем катодные камеры отделены от анодной камеры стенками, в которых размещены плоские катионообменные мембраны. Выщелачивание сырья происходит в анодной камере, а катодные камеры служат для электроосаждения электроположительных металлов.
В качестве исходного сырья, перерабатываемого известным способом в известном устройстве, могут быть использованы окисленные руды, сульфидные концентраты и промежуточные продукты, сырье, содержащее самородные металлы, металлизированное вторичное сырье и др. Выщелачиванию может быть подвергнуто как исходное полиметаллическое сырье, так и сырье, подвергнутое предварительному окислительному обжигу.
К недостаткам известного способа относится то, что при выщелачивании используется хлорсодержащий газ, что связано с дополнительными затратами на его получение и требует соблюдения дополнительных мер по обеспечению безопасных условий труда К недостаткам используемого в способе устройства относится его сложность, связанная с необходимостью подачи и распределения в объеме пульпы хлорсодержащего газа, получение и подача которого в устройство требует дополнительного оборудования.
Задачей предложенного изобретения является разработка технологии для проведения процесса выщелачивания с использованием процесса гидрохлорирования полиметаллического трудновскрываемого сырья, позволяющей с высокой полнотой и скоростью извлечь из сырья в раствор ценные компоненты с возможностью их дальнейшего извлечения из раствора.
Техническим результатом, получаемым при использовании способа, является повышение степени растворения цветных металлов, в том числе меди, золота и серебра, увеличение скорости растворения выщелачиваемых компонентов из сложного по составу полиметаллического сырья, упрощение технологии выщелачивания, а также упрощение конструкции и обслуживания устройства, позволяющего осуществить заявленный способ.
Указанный технический результат достигается в способе переработки полиметаллического сырья, включающем анодное выщелачивание сырья водным раствором, содержащим соляную кислоту, и катодное осаждение электроположительных металлов в диафрагменном электролизере с анодным и катодным пространствами, разделенными катионообменными мембранами, при анодном потенциале, обеспечивающем разряд ионов хлора и катодном потенциале, не превышающем потенциал разряда ионов водорода. В соответствии с изобретением процесс ведут в электролизере, содержащем, по меньшей мере одно анодное (А) и два катодных (K1, К2) пространства, причем предварительно полученную солянокислую пульпу исходного сырья подают в первое катодное пространство К1, после чего обработанную в нем пульпу направляют в анодное пространство А, обработанную в нем пульпу выводят, отделяют нерастворенный остаток и полученный продуктивный раствор подают в катодное пространство К2 для выделения из него электроположительных металлов, после чего катодную пульпу выводят из электролизера, отделяют катодный продукт, а из раствора выделяют электроотрицательные металлы и регенерируют соляную кислоту для приготовления исходной пульпы.
Предпочтительно пульпу исходного сырья получают с использованием водного раствора соляной кислоты концентрацией 100-250 г/дм3 при отношении Ж:Т=(2,5÷7):1, а процесс выщелачивания ведут при анодной плотности тока не менее 450 А/м2.
В соответствии с еще одним вариантом использования изобретения в пульпу исходного сырья дополнительно вводят хлорид щелочного металла, что позволяет при обработке в катодном пространстве К1 более полно перевести в раствор свинец и цинк и выделить их в отдельный продукт. Предпочтительно в этом случае использовать в исходной пульпе хлорид натрия в количестве до 150 г/дм3. При одновременном использовании в пульпе исходного сырья соляной кислоты и хлорида натрия, обработанную в катодном пространстве К1 пульпу выводят, отделяют раствор, направляемый на извлечение свинца и/или цинка, а нерастворенную часть сырья соединяют с раствором соляной кислоты и полученную пульпу направляют в анодное пространство А.
Предварительная обработка исходной пульпы в катодном пространстве К1 диафрагменного электролизера позволяет осуществить перевод меди из труднорастворимых соединений исходного сырья в форму, позволяющую растворять ее с большей полнотой и скоростью при последующей обработке в анодном пространстве.
При катодной обработке исходного сырья происходит разрушение сульфидных соединений меди на 80-90%, в результате чего сера переходит в газ в виде сероводорода, а медь остается в пульпе в виде тонкодисперсной активной металлической фазы и частично в виде оксида. Железо частично растворяется и переходит в раствор в виде двухвалентных ионов. Кроме этого при катодной обработке происходит растворение таких металлов, как свинец и цинк, а также части компонентов пустой породы
При переработке сырья, содержащего существенное количество свинца, использовании в составе исходной пульпы наряду с соляной кислотой хлорида натрия повышает устойчивость комплексных соединений свинца, что позволяет перевести в раствор в катодном пространстве К1 более 90% свинца, при этом в раствор одновременно извлекается до 98-99% цинка. Поскольку присутствие ионов натрия в анодном пространстве оказывает отрицательное влияние на последующее анодное выщелачивание, в случае использования смеси соляной кислоты и хлорида натрия в исходной пульпе, после катодной обработки пульпы целесообразно отделить раствор, содержащий свинец и цинк и направить его на извлечение этих металлов. Твердый остаток соединяют с раствором соляной кислоты и направляют на растворение в анодное пространство А диафрагменного электролизера.
Проведение процесса выщелачивания в анодном пространстве электролизера с разделенными анодным и катодным пространствами в растворе, содержащем ионы хлора, сопровождается образованием элементарного хлора, необходимого для растворения компонентов полиметаллического сырья, поскольку хлор, растворяясь в воде, образует соляную и хлорноватистую кислоты. Хлорноватистая кислота легко разлагается, выделяя кислород и соляную кислоту. Промежуточное образование атомарного хлора способствует увеличению скорости растворения. Потенциал анода при этом должен обеспечить разряд ионов хлора.
Пульпу, выводимую из анодного пространства, подвергают фильтрации и в катодное пространство К2 подают продуктивный раствор, отделенный от нерастворимого остатка.
В катодном пространстве К2 электролизера происходит осаждение на катоде металлов, потенциал разряда которых более электроположителен, чем потенциал разряда водорода (медь, благородные металлы и др.), поэтому электровыщелачивание проводят при потенциале катода, не превышающем потенциал разряда ионов водорода, тем более, что выделение водорода в катодном пространстве может привести к образованию гидридов, ухудшающих качество катодного осадка.
Предложенная конструкция устройства включает корпус, снабженный крышкой, внутреннее пространство которого разделено на анодное и катодное пространства, в которых размещены соответственно аноды и катоды, средства для подачи исходных материалов, вывода пульпы и для перемешивания. В соответствии с изобретением корпус состоит по меньшей мере из трех последовательно расположенных отделений, первое из которых образует катодную камеру К1, предназначенную для приема и предварительной обработки исходного сырья, второе отделение образует анодную камеру А, предназначенную для выщелачивания сырья, и третье отделение, которое образует катодную камеру К2, предназначенную для выделения электроположительных металлов из продуктивного раствора. Камеры разделены стенками, в которых размещены плоские катионообменные мембраны, аноды и катоды размещены параллельно вертикальным стенкам соответствующих камер, а средства для перемешивания установлены в каждой из камер.
Отделения корпуса, образующие катодные и анодную камеры, могут иметь прямоугольное сечение в плане. Другим вариантом формы отделений является их выполнение с плоскими стенками, разделяющими указанные отделения и закругленными прочими стенками.
В соответствии с изобретением плоские аноды могут быть выполнены из графита, а плоские катоды - из графита или в виде перфорированных пластин из титана, причем электроды в каждой камере соединены между собой. Вариантом выполнения катода, размещенного в катодной камере К1, является его изготовление из титана в виде вертикально расположенного отрезка трубы с перфорированными стенками.
Частным случаем устройства является выполнение корпуса из двух катодных камер К1 для приема и предварительной обработки исходного сырья, двух анодных камер А для выщелачивания сырья и одной катодной камеры К2 для выделения электроположительных металлов из продуктивного раствора. При этом указанные камеры располагаются в следующем порядке: К1 - А - К2 - А - К1. Подобное расположение камер позволяет с большей эффективностью использовать возможности установки, поскольку при одинаковой форме и емкости всех камер, что упрощает конструкцию в целом, камера К2 имеет запас производительности по осаждаемым электроположительным металлам, по сравнению с производительностью по растворению металлов в камерах К1 и А.
Трехкамерное устройство для выщелачивания полиметаллического сырья схематично представлено на фиг. 1, схема пятикамерного устройства представлена на фиг. 2.
Устройство для выщелачивания (фиг. 1) включает состоящий из трех камер К1, А и К2 корпус 1, закрытый крышкой 2, в котором размещено средство для перемешивания 3, снабженное приводом 4. В катодных камерах размещены катоды 5 и 6, в анодной камере А размещены аноды 7. Анодное пространство А устройства отделено от катодных камер К1 и К2 катионообменными мембранами 8, размещенными в соответствующих стенках корпуса с использованием сепараторов, размещенных с внешней стороны и внутренней стороны мембран. Одноименные электроды соединены между собой и подключены к источнику постоянного напряжения (не показан). Анодное пространство А и катодные камеры К1 и К2 снабжены средствами для загрузки и выпуска пульпы (не показаны).
Устройство может работать как в периодическом, так и в непрерывном режиме.
В периодическом режиме устройство работает следующим образом. Предварительно подготовленная пульпа, содержащая исходное сырье и солянокислый раствор, подается в катодную камеру К1, анодная камера А и катодная камера К2 заполняются раствором, содержащим соляную кислоту (например, оборотным раствором). На электроды подается постоянное напряжение, в камерах К1 и А включается перемешивание с помощью средств для перемешивания 3, действующих от привода 4.
На аноды 7 подается потенциал, обеспечивающий разряд хлор-ионов, сопровождающийся образованием элементарного хлора, который, растворяясь в водном растворе, образует хлорноватистую кислоту, при разложении которой выделяется кислород и НСl. Промежуточное образование атомарного хлора повышает окислительный потенциал системы и интенсифицирует процесс выщелачивания.
Катионообменные мембраны 8, отделяющие анодное пространство А от катодных камер К1 и К2, обеспечивают создание электрической цепи и позволяют ионам растворенных в анодной камере А металлов переходить в катодную камеру К2 с их последующим осаждением на катодах 6, что снижает концентрацию металлов в анодном пространстве и интенсифицирует растворение исходного сырья.
На катоды 5 и 6 подается потенциал, не превышающий потенциала разряда ионов водорода, что препятствует образованию гидридов, ухудшающих качество катодного осадка, и в то же время позволяет осадить на катодах электроположительные металлы, такие как медь и благородные металлы.
Пульпа, обработанная требуемое время, выводится из камеры К1 и загружается в анодную камеру А, а камера К1 заполняется новой порцией исходной пульпы. На следующей стадии процесса пульпа из анодной камеры А выводится, продуктивный раствор отделяется от нерастворенного остатка и подается в катодную камеру К2. На следующей стадии процесса в камере К1 обрабатывается новая порция исходной пульпы, в камере А обрабатывается предварительно обработанная пульпа из камеры К1, а в камере К2 происходит электроосаждение на катоде 6 электроположительных металлов из продуктивного раствора. Катодный осадок электроположительных металлов может быть получен в виде тонкодисперсного порошка, опадающего самопроизвольно с поверхности катодов. В связи с этим средство для перемешивания 3 включается в камере К2 при выгрузке, пульпа из катодной камеры может выводиться как снизу, так и откачиваться сверху, раствор отделяется от порошкообразного катодного металла, после чего может быть направлен на извлечение электроотрицательных металлов (цинка, никеля, железа) и регенерацию кислоты известными методами. Полученный кислотный раствор подкрепляется соляной кислотой и используется для приготовления исходной пульпы.
При переработке исходного сырья, содержащего повышенное содержание таких металлов, как свинец и цинк, исходную пульпу готовят с использованием хлорида щелочного металла, преимущественно хлорида натрия, а указанная последовательность операций дополняется отделением раствора от твердого остатка из пульпы, полученной в камере K1, и подачей твердого остатка в анодную камеру А в виде пульпы на основе раствора соляной кислоты. Отделенный от твердого остатка раствор направляется на извлечение свинца и цинка известными способами.
В непрерывном режиме устройство может работать при непрерывной подаче исходной пульпы в камеру К1 со скоростью, обеспечивающей полное обновление пульпы в камере за требуемое время. Непрерывно выводимая в соответствующем количестве обработанная пульпа подается в анодную камеру А, из которой пульпа непрерывно или порционно выводится на отделение твердого остатка от продуктивного раствора, который подается в камеру К2. Расположенное в камере К2 средство для перемешивания при этом постоянно включено, что позволяет непрерывно отводить пульпу, содержащую порошок электроположительных металлов (преимущественно медь и благородные металлы).
Устройство, представленное на фиг. 2, является вариантом, позволяющим более полно использовать производительность катодной камеры К2.
Проверка способа осуществлена в укрупненно-лабораторном масштабе на установке, включающей термостатированный электролизер прямоугольной формы, состоящий из трех последовательно расположенных отделений, образующих катодную К1, анодную А и вторую катодную К2 камеры емкостью 20 дм3 каждая, рабочий объем которых составлял 12 дм3. Камеры отделены друг от друга двухслойными катионообменными мембранами марок МФ-4СК и «Карбофлен». В катодной камере К1 параллельно боковым стенкам размещены 4 плоских графитовых катода, соединенных между собой, в анодной камере - 4 графитовых анода, размещенных аналогичным образом. Установленные таким же образом в катодной камере К2 четыре катода выполнены из перфорированных листов титана. Площадь электродов в каждой камере составляет 0,192 м2. Электролизер снабжен перемешивающими устройствами, обеспечивающим перемешивание пульпы внутри камер К1 и А электролизера. В камере К2 перемешивающее устройство использовалось периодически при разгрузке порошкообразных катодных осадков. Ток, протекающий через электролизер, варьировался в пределах 90-110 А, что обеспечивало анодную плотность тока в пределах 450-550 А/м2. Нагрев пульпы осуществлялся за счет тепла, выделяющегося при прохождении электрического тока через пульпу, и контролировался подачей холодной воды в охлаждаемые стенки электролизера.
Исходная навеска полиметаллического флотационного концентрата смешивалась с хлорсодержащим раствором и в виде пульпы подавалась в камеру К1, камеры А и К2 заполнялись раствором соляной кислоты. После обработки в камере К1 пульпа подавалась в анодную камеру, а в камеру К1 загружалась в виде пульпы новая порция исходного материала. После обработки в анодной камере пульпа фильтровалась и продуктивный раствор загружался в камеру К2. После указанных операций в камере К1 осуществлялась обработка исходной пульпы, в анодной камере проводилось выщелачивание предварительно обработанной пульпы и в камере К2 из продуктивного раствора происходило электроосаждение электроположительных металлов.
Пример 1
Выщелачиванию подвергался флотационный концентрат, содержащий, %: Cu - 2,6; Zn - 0,08; Pb - 0,01; Fe - 5,1; S - 4,1; SiO2 - 55,2; Al2O3 - 14,6; Au - 1,1 г/т; Ag - 9,3 г/т.
В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор соляной кислоты концентрацией 100 г/дм3. Выщелачивание велось навесками по 1900 г при отношении Ж:Т=6:1 продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 60-65°C. Показатели выщелачивания оценивались по составу отбираемых проб.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 42%, что подтверждает разрушение части труднорастворимых сульфидов при катодной обработке сырья.
Извлечение в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере A предварительно обработанной пульпы, составило, %: Cu - 96,2; Zn - 96,3; Pb - 98,5; Fe - 82,2; Au - 100,0; Ag - 95,2.
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал, %: меди - 85 - 90; золота - 28 г/т, серебра - 185 г/т.
Пример 2
Выщелачиванию подвергался флотационный концентрат, содержащий, %: Cu - 7,2; Zn - 0,13; Pb - 0,02; Fe - 12,5; S - 10,4; SiO2 - 36,1; Al2O3 - 9,5; Au - 2,4 г/т; Ag - 15,5 г/т. В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор соляной кислоты концентрацией 150 г/дм3. Выщелачивание велось навесками по 2800 г при Ж:Т=4:1, продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 60-65°C.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 36%.
Извлечение в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере А предварительно обработанной пульпы, составило, %: Cu - 99,6; Zn - 98,5; Pb - 98,4; Fe - 98,6; Au - 100,0; Ag - 96,4.
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал, %: меди - 85 - 89; золота - 38 г/т, серебра - 305 г/т.
Пример 3
Выщелачиванию подвергался флотационный концентрат, содержащий, %: Cu - 7,6; Zn - 5,2; Pb - 1,2; Fe - 32,3; S - 40,4; SiO2 - 5,4; Al2O3 - 4,1; Au - 2,8 г/т; Ag - 63,8 г/т. В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор соляной кислоты концентрацией 200 г/дм3. Выщелачивание велось навесками по 2500 г при Ж:Т=4.5:1, продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 60-65°C.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 18% в связи с тем, что основное количество серы связано в труднорастворимом пирите. Извлечение в раствор цинка составило 82,4%, свинца - 86,3%.
Общий переход в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере А предварительно обработанной пульпы, составил, %: Cu - 98,9; Zn - 99,5; Pb - 99,5; Fe - 85,2; Au - 91,5; Ag - 98,1.
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал, %: меди - 85-90; золота - 35 г/т, серебра - 1207 г/т. Отработанный раствор, выводимый из камеры К2 содержал, г/дм3: Cu - 0,15; Zn - 13,7; Pb - 3,3; Fe - 73,6, Al - 4,43.
Пример 4
Выщелачиванию подвергался флотационный концентрат, содержащий, %: Cu - 14,4; Zn - 6,5; Pb - 4,5; Fe - 27,2; S - 35,8; SiO2 - 1,7; Al2O3 - 2,0; Au - 1,75 г/т; Ag - 152,3 г/т. В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор соляной кислоты концентрацией 250 г/дм3. Выщелачивание велось навесками по 3200 г при Ж:Т=3,5:1, продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 60-65°C.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 20%, извлечение в раствор цинка составило 86,2%, свинца - 88,4%.
Общий переход в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере А предварительно обработанной пульпы, составил, %: Cu - 99,1; Zn - 99,4; Pb - 97,4; Fe - 94,1; Au - 93,4; Ag - 97,7.
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал, %: меди - 85 - 90; золота - 10,5 г/т, серебра - 1326 г/т. Отработанный раствор, выводимый из камеры К2 содержал, г/дм3: Cu - 0,3; Zn - 17,7; Pb - 11,6; Fe - 67,9, Al - 2,33.
Пример 5
Выщелачиванию подвергался флотационный концентрат, содержащий, %: Cu - 14,4; Zn - 6,5; Pb - 4,5; Fe - 27,2; S - 35,8; SiO2 - 1,7; Al2O3 - 2,0; Au - 1,75 г/т; Ag - 152,3 г/т. В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор, содержащий 150 г/дм3 соляной кислоты и 150 г/дм3 хлорида натрия. Выщелачивание велось навесками по 3200 г при Ж:Т=3,5:1, продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 60-65°C.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 15%, извлечение в раствор цинка составило 98,4%, свинца - 98,8%. Пульпу, выведенную из камеры К1, подвергли фильтрации, после чего кек разбавили раствором соляной кислоты концентрацией 250 г/дм3 и подали в анодную камеру. Раствор, полученный при фильтрации, содержал, г/дм3: Pb - 12,6; Zn - 18,2.
Общий переход в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере А предварительно обработанной пульпы, составил, %: Cu - 99,1; Fe - 92,3; Au - 92,5: Ag - 96,7
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал, %: меди - 85 - 90; золота - 10,0 г/т, серебра - 1308 г/т. Отработанный раствор, выводимый из камеры К2 содержал, г/дм3: Cu - 0,3; Fe - 65,3, Al - 2,53.
Пример 6
Выщелачиванию подвергался промпродукт медно-цинкового производства, содержащий, (%): Cu - 2,0; Zn - 1,05; Fe - 69,6; Sобщ - 2,40; SiO2 - 5,30; Al2O3 - 2,6; Au - 14,40 г/т; Ag - 175,40 г/г.
В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор соляной кислоты концентрацией 225 г/дм3. Выщелачивание велось навесками по 1900 г при Ж:Т=6:1, продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 65-70°C.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 65%.
Общий переход в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере А предварительно обработанной пульпы, составил, (%): Cu - 99,2; Zn - 98,1; Fe - 99,9; Au - 82,3; Ag - 98,1; Al2O3 - 94,5.
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал, (%): меди-99,07; золота - 598,0 г/т, серебра - 8682,9 г/т. Отработанный раствор, выводимый из камеры К2 содержал, (г/дм3): Cu - 0,1; Zn - 1,58; Al - 2,75; Fe - 107,0.
Пример 7
Выщелачиванию подвергался штейн, содержащий, (%): Cu - 0,86; Со - 0,29; Fe - 48,0; S - 35,8; SiO2 - 1,1; Al2O3 - 1,8; Au - 34,20 г/т; Ag - 149,60 г/г.
В качестве выщелачивающего раствора использовался раствор соляной кислоты концентрацией 250 г/дм3. Выщелачивание велось навесками по 2300 г при Ж:Т=5:1, продолжительности 2 часа в каждой камере и температуре в пределах 65-70°C.
В камере К1 извлечение серы в газ составило 75%.
Общий переход в раствор металлов при анодном выщелачивании в камере А предварительно обработанной пульпы, составил, (%): Cu - 99,5; Со - 99,5 Fe - 98,4; Au - 98,3; Ag - 96,5.
Катодный осадок, полученный в камере К2, содержал: меди - 72,7%; кобальта - 24,17%; золота - 2892,7 г/т, серебра - 12423,9 г/т. Отработанный раствор, выводимый из камеры К2, содержал, (г/дм3): Cu - 0,05; Со - 0,04; Fe - 85,88.
Claims (13)
1. Способ переработки полиметаллического сырья, включающий анодное выщелачивание сырья водным раствором, содержащим соляную кислоту, и катодное осаждение электроположительных металлов в диафрагменном электролизере с анодным и катодным пространствами, разделенными катионообменными мембранами, при анодном потенциале, обеспечивающем разряд ионов хлора, и катодном потенциале, не превышающем потенциал разряда ионов водорода, отличающийся тем, что процесс ведут в электролизере, содержащем по меньшей мере одно анодное (А) и два катодных (К1, К2) пространства, при этом предварительно полученную солянокислую пульпу исходного сырья подают в первое катодное пространство К1, после чего обработанную в нем пульпу направляют в анодное пространство А, обработанную в нем пульпу выводят, отделяют нерастворенный остаток и полученный продуктивный раствор подают в катодное пространство К2 для выделения из него электроположительных металлов, после чего катодную пульпу выводят из электролизера, отделяют катодный продукт, а из раствора выделяют электроотрицательные металлы и регенерируют соляную кислоту для приготовления исходной пульпы.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что пульпу исходного сырья получают с использованием водного раствора соляной кислоты концентрацией 100-250 г/дм3 при отношении Ж:Т=(2,5÷7):1.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обработку сырья в диафрагменном электролизере ведут при анодной плотности тока не менее 450 А/м2.
4. Способ переработки полиметаллического сырья, включающий анодное выщелачивание сырья водным раствором, содержащим соляную кислоту, и катодное осаждение электроположительных металлов в диафрагменном электролизере с анодным и катодным пространствами, разделенными катионообменными мембранами, при анодном потенциале, обеспечивающем разряд ионов хлора, и катодном потенциале, не превышающем потенциал разряда ионов водорода, отличающийся тем, что процесс ведут в электролизере, содержащем по меньшей мере одно анодное (А) и два катодных (К1, К2) пространства, исходное сырье в виде пульпы, содержащей соляную кислоту и хлорид щелочного металла, подают в первое катодное пространство К1, после чего обработанную в нем пульпу выводят, отделяют раствор, направляемый на извлечение свинца и/или цинка, а нерастворенную часть сырья соединяют с раствором соляной кислоты и направляют в анодное пространство А, обработанную в нем пульпу выводят, отделяют нерастворенный остаток и полученный продуктивный раствор подают в катодное пространство К2 для выделения из него электроположительных металлов, после чего катодную пульпу выводят из электролизера, отделяют катодный продукт, а из раствора выделяют электроотрицательные металлы и регенерируют соляную кислоту для приготовления исходной пульпы.
5. Способ по п. 4, отличающийся тем, что пульпу исходного сырья получают с использованием водного раствора, содержащего 100-250 г/дм3 соляной кислоты и до 150 г/дм3 хлорида натрия при отношении Ж:Т=(2,5÷7):1.
6. Способ по п. 4, отличающийся тем, что нерастворенную в первом катодном пространстве К1 часть сырья перед подачей в анодное пространство А соединяют с раствором соляной кислоты концентрацией 100-250 г/дм3 при отношении Ж:Т=(2,5÷7):1.
7. Способ по п. 4, отличающийся тем, что обработку сырья в диафрагменном электролизере ведут при анодной плотности тока не менее 450 А/м2.
8. Устройство для переработки полиметаллического сырья анодным выщелачиванием, содержащее корпус, снабженный крышкой, внутреннее пространство которого разделено на анодное и катодное пространства, в которых размещены соответственно аноды и катоды, средства для подачи исходных материалов, вывода пульпы и для перемешивания, отличающееся тем, что корпус состоит по меньшей мере из трех последовательно расположенных отделений, первое из которых образует катодную камеру К1, предназначенную для приема и предварительной обработки исходного сырья, второе отделение образует анодную камеру А, предназначенную для выщелачивания сырья, и третье отделение, которое образует катодную камеру К2, предназначенную для выделения электроположительных металлов из продуктивного раствора, причем камеры разделены стенками, в которых размещены плоские катионообменные мембраны, причем аноды и катоды размещены параллельно вертикальным стенкам соответствующих камер, а средства для перемешивания установлены в каждой из камер.
9. Устройство по п. 8, отличающееся тем, что последовательно расположенные отделения корпуса имеют прямоугольное сечение в плане.
10. Устройство по п. 8, отличающееся тем, что последовательно расположенные отделения корпуса имеют плоские стенки, разделяющие указанные отделения и плавно закругленные прочие стенки.
11. Устройство по п. 8, отличающееся тем, что плоские аноды выполнены из графита, а плоские катоды выполнены из графита или в виде перфорированных пластин из титана.
12. Устройство по п. 8, отличающееся тем, что катод в катодной камере К1 выполнен из титана в форме отрезка трубы с перфорированными стенками.
13. Устройство по п. 8, отличающееся тем, что корпус состоит из двух катодных камер К1 для приема и предварительной обработки исходного сырья, двух анодных камер А для выщелачивания сырья и одной катодной камеры К2 для выделения электроположительных металлов из продуктивного раствора, расположенных в следующем порядке: К1 - А - К2 - А - К1.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| KZ20150191 | 2015-02-12 | ||
| KZ2015/0191.1 | 2015-02-12 |
Publications (4)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2016104530A RU2016104530A (ru) | 2017-08-15 |
| RU2016104530A3 RU2016104530A3 (ru) | 2018-03-20 |
| RU2655413C2 RU2655413C2 (ru) | 2018-05-28 |
| RU2655413C9 true RU2655413C9 (ru) | 2018-07-24 |
Family
ID=59633252
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2016104530A RU2655413C9 (ru) | 2015-02-12 | 2016-02-10 | Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2655413C9 (ru) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109055983B (zh) * | 2018-06-13 | 2023-08-22 | 珠海格力电器股份有限公司 | 一种电镀含金废水的回收工艺和装置 |
| EP3591082B1 (de) * | 2018-07-04 | 2020-11-25 | ReMetall Deutschland AG | Autoklav-elektrolysebehälter für die plantinoid-metallgewinnung |
Citations (7)
| 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 |
| RU2510669C2 (ru) * | 2012-08-14 | 2014-04-10 | Арье БАРБОЙ | Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья |
-
2016
- 2016-02-10 RU RU2016104530A patent/RU2655413C9/ru active
Patent Citations (7)
| 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 |
| RU2510669C2 (ru) * | 2012-08-14 | 2014-04-10 | Арье БАРБОЙ | Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2016104530A3 (ru) | 2018-03-20 |
| RU2016104530A (ru) | 2017-08-15 |
| RU2655413C2 (ru) | 2018-05-28 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3772003A (en) | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore | |
| AU2011339119A1 (en) | Electrorecovery of gold and silver from thiosulphate solutions | |
| US5569370A (en) | Electrochemical system for recovery of metals from their compounds | |
| US4159232A (en) | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron | |
| JPH11506808A (ja) | 銅マットの電解採取方法 | |
| RU2655413C9 (ru) | Способ переработки полиметаллического сырья (варианты) и устройство для его выщелачивания | |
| US4859293A (en) | Process for refining gold and apparatus employed therefor | |
| US20170321336A1 (en) | Electrowinning circuit and method for gathering of metal of interest by an ionic exchange interface | |
| US4030989A (en) | Electrowinning process | |
| US3926752A (en) | Direct recovery of metals from sulphide ores by leaching and electrolysis | |
| PL111879B1 (en) | Method of recovery of copper from diluted acid solutions | |
| RO132597A2 (ro) | Procedeu de recuperare a metalelor preţioase din deşeuri electrice şi electronice prin dizolvare anodică în lichide ionice | |
| RU2245378C1 (ru) | Способ выщелачивания полиметаллического сырья и устройство для его осуществления | |
| US4645578A (en) | Procedure for copper chloride aqueous electrolysis | |
| RU2444573C2 (ru) | Способ производства концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья | |
| RU2510669C2 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья | |
| CZ281694A3 (en) | Process of electrochemical dissolving of ores containing sulfur and/or enriched ores | |
| JPS5836654B2 (ja) | 硫化鉛を含む材料から鉛を製出する方法 | |
| US775597A (en) | Process of extracting gold from ores. | |
| US20170247805A1 (en) | Process and apparatus for metal refining | |
| US11827952B2 (en) | Process for recovering gold from ores | |
| JP4169367B2 (ja) | 電気化学システム | |
| US1403463A (en) | Process of and apparatus for recovering metals from ores | |
| US1251485A (en) | Process of treating sulfid ores of lead. | |
| RU2534093C2 (ru) | Способ переработки медеэлектролитного шлама |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| TH4A | Reissue of patent specification |