RU2779554C1 - Method for producing refined silver from intermediate products of precious metal production containing silver in the form of chloride - Google Patents
Method for producing refined silver from intermediate products of precious metal production containing silver in the form of chloride Download PDFInfo
- Publication number
- RU2779554C1 RU2779554C1 RU2021111853A RU2021111853A RU2779554C1 RU 2779554 C1 RU2779554 C1 RU 2779554C1 RU 2021111853 A RU2021111853 A RU 2021111853A RU 2021111853 A RU2021111853 A RU 2021111853A RU 2779554 C1 RU2779554 C1 RU 2779554C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- ammonia
- solution
- leaching
- chloride
- Prior art date
Links
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 83
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 82
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 title claims abstract description 17
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 title claims abstract description 17
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 15
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 74
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N HCl Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 64
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M Silver chloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 59
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 51
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 39
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 23
- 230000001603 reducing Effects 0.000 claims abstract description 23
- -1 platinum metals Chemical class 0.000 claims abstract description 20
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 17
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 15
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 12
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000007792 addition Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000004821 distillation Methods 0.000 claims abstract description 8
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 6
- 229910000041 hydrogen chloride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 38
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 32
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 29
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- IKDUDTNKRLTJSI-UHFFFAOYSA-N hydrazine hydrate Chemical compound O.NN IKDUDTNKRLTJSI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 9
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 claims description 9
- BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-N formic acid Chemical compound OC=O BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 6
- HLBBKKJFGFRGMU-UHFFFAOYSA-M Sodium formate Chemical compound [Na+].[O-]C=O HLBBKKJFGFRGMU-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- 239000004280 Sodium formate Substances 0.000 claims description 4
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 4
- 235000019254 sodium formate Nutrition 0.000 claims description 4
- 235000019253 formic acid Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 2
- 238000000034 method Methods 0.000 abstract description 27
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 22
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 22
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 17
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 12
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 10
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 abstract description 8
- 238000007670 refining Methods 0.000 abstract description 7
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 73
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 71
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 18
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 11
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 11
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 9
- MWUXSHHQAYIFBG-UHFFFAOYSA-N Nitrogen oxide Substances O=[N] MWUXSHHQAYIFBG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 8
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 7
- SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N Silver nitrate Chemical compound [Ag+].[O-]N(=O)=O SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 6
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 6
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 230000002829 reduced Effects 0.000 description 6
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 6
- 238000007038 hydrochlorination reaction Methods 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 5
- LPXPTNMVRIOKMN-UHFFFAOYSA-M Sodium nitrite Chemical compound [Na+].[O-]N=O LPXPTNMVRIOKMN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 4
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 4
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 4
- 229910052813 nitrogen oxide Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 235000012970 cakes Nutrition 0.000 description 3
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 3
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 3
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 3
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 3
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 3
- 229910001961 silver nitrate Inorganic materials 0.000 description 3
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- PLKATZNSTYDYJW-UHFFFAOYSA-N N.[Ag] Chemical class N.[Ag] PLKATZNSTYDYJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KKKDGYXNGYJJRX-UHFFFAOYSA-M Silver nitrite Chemical compound [Ag+].[O-]N=O KKKDGYXNGYJJRX-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- NDVLTYZPCACLMA-UHFFFAOYSA-N Silver oxide Chemical compound [O-2].[Ag+].[Ag+] NDVLTYZPCACLMA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N calcium Chemical class [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011575 calcium Chemical class 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 2
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052803 cobalt Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxyl anion Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 2
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 235000010288 sodium nitrite Nutrition 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 2
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N Aqua regia Chemical compound Cl.O[N+]([O-])=O QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001020 Au alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- WQZGKKKJIJFFOK-GASJEMHNSA-N D-Glucose Natural products OC[C@H]1OC(O)[C@H](O)[C@@H](O)[C@@H]1O WQZGKKKJIJFFOK-GASJEMHNSA-N 0.000 description 1
- YZHUMGUJCQRKBT-UHFFFAOYSA-M Sodium chlorate Chemical compound [Na+].[O-]Cl(=O)=O YZHUMGUJCQRKBT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating Effects 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N al2o3 Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001447 alkali salts Chemical class 0.000 description 1
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- BESJRHHIPGWPTC-UHFFFAOYSA-N azane;copper Chemical compound N.[Cu] BESJRHHIPGWPTC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Chemical class 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 150000004770 chalcogenides Chemical group 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005202 decontamination Methods 0.000 description 1
- 230000003588 decontaminative Effects 0.000 description 1
- 239000008121 dextrose Substances 0.000 description 1
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 239000008103 glucose Substances 0.000 description 1
- 239000003353 gold alloy Substances 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011068 load Methods 0.000 description 1
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910000000 metal hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- QDHHCQZDFGDHMP-UHFFFAOYSA-N monochloramine Chemical compound ClN QDHHCQZDFGDHMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- IOVCWXUNBOPUCH-UHFFFAOYSA-M nitrite anion Chemical compound [O-]N=O IOVCWXUNBOPUCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- GSWAOPJLTADLTN-UHFFFAOYSA-N oxidanimine Chemical class [O-][NH3+] GSWAOPJLTADLTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative Effects 0.000 description 1
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000000737 periodic Effects 0.000 description 1
- 238000007747 plating Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000010992 reflux Methods 0.000 description 1
- 238000005057 refrigeration Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 229910001923 silver oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- KEAYESYHFKHZAL-UHFFFAOYSA-N sodium Chemical compound [Na] KEAYESYHFKHZAL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940080281 sodium chlorate Drugs 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способу аффинажа серебра.The invention relates to the metallurgy of precious metals, in particular to a method for refining silver.
На сегодняшний день основным способом получения аффинированного серебра является электролитический. Причем реализуется он в двух вариантах: электрорафинирование серебряных анодов (Масленицкий И.Н., Чугаев Л.Г. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987. - 366 с., Металлургия благородных металлов: в 2-х кн. Кн. 1 / Ю.А. Котляр, М.А. Меретуков, Л.С. Стрижко. - М.: МИСИС, «Руда и металлы», 2005. г., - 432 с., Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1990. - 416 с.) и способ электроэкстракции серебра из раствора его нитрата в электролизерах с нерастворимыми анодами (С.А. Мастюгин, Н.А. Волкова, С.С. Набойченко, М.А. Ласточкина. Шламы электролитического рафинирования меди и никеля: монография. Екатеринбург: УРФУ 2013.274 с., патент РФ 2650372).To date, the main method for obtaining refined silver is electrolytic. Moreover, it is implemented in two versions: electrorefining of silver anodes (Maslenitsky I.N., Chugaev L.G. Metallurgy of noble metals. - M .: Metallurgy, 1987. - 366 p., Metallurgy of noble metals: in 2 books. Book 1 / Yu.A. Kotlyar, M.A. Meretukov, L.S. Strizhko. - M.: MISIS, "Ore and metals", 2005., - 432 p., Meretukov M.A., Orlov A.M. Metallurgy of noble metals. Foreign experience. - M.: Metallurgiya, 1990. - 416 p.) and the method of electroextraction of silver from a solution of its nitrate in electrolyzers with insoluble anodes (S.A. Mastyugin, N.A. Volkova, S.S. Naboichenko, M.A. Lastochkina Sludges from electrolytic refining of copper and nickel: monograph Ekaterinburg: URFU 2013.274 p., RF patent 2650372).
В первом случае исходные материалы - металлизированные серебросодержащие промпродукты, шламы электрорафинирования меди, после удаления из них меди и селена, - плавят с получением серебряных анодов (серебряно-золотых; содержание в анодном металле золота до 20% не нарушает течения электролиза). Условия плавки определяются составом исходного материала и выбираются, исходя из максимально возможного удаления в шлаки (свинец, сурьма, мышьяк, диоксид кремния, медь, теллур и т.д.) и газы (селен) присутствующих в их составе примесей.In the first case, the source materials - metallized silver-containing middlings, copper electrorefining sludge, after removing copper and selenium from them, are melted to obtain silver anodes (silver-gold; gold content in the anode metal up to 20% does not disturb the electrolysis). Melting conditions are determined by the composition of the source material and are selected based on the maximum possible removal of impurities into slags (lead, antimony, arsenic, silicon dioxide, copper, tellurium, etc.) and gases (selenium).
В процессе электрохимического растворения серебряных анодов серебро и более электроотрицательные примеси переходят в электролит, золото и значительная часть платиновых металлов формируют шлам, а серебро осаждается на катоде в виде крупнокристаллического осадка.In the process of electrochemical dissolution of silver anodes, silver and more electronegative impurities pass into the electrolyte, gold and a significant part of the platinum metals form a sludge, and silver is deposited on the cathode in the form of a coarse-grained precipitate.
Для предотвращения избыточного накопления в электролите примесей, часть его выводится из технологического цикла, а после очистки возвращается в процесс; периодически электролит заменяется полностью, для чего часть катодного серебра растворяют в азотной кислоте, а из отработанного электролита извлекается серебро для возврата в схему, а раствор с примесями поступает на утилизацию.To prevent excessive accumulation of impurities in the electrolyte, part of it is removed from the technological cycle, and after cleaning it is returned to the process; periodically, the electrolyte is completely replaced, for which part of the cathode silver is dissolved in nitric acid, and silver is removed from the spent electrolyte to be returned to the circuit, and the solution with impurities is sent for disposal.
Процесс характеризуется большой длительностью технологического цикла, значительной циркуляцией по схеме серебра с анодным скрапом, образованием окислов азота при приготовлении свежего электролита и электрорафинировании, а также использованием ручного труда для загрузки анодов и выгрузки анодного шлама.The process is characterized by a long technological cycle, significant circulation of silver with anode scrap, the formation of nitrogen oxides during the preparation of fresh electrolyte and electrorefining, as well as the use of manual labor for loading anodes and unloading anode sludge.
При получении аффинированного серебра электролизом с нерастворимыми анодами (электроэкстракция) серебряно-золотой сплав или другой металлизированный продукт растворяют в азотной кислоте с получением раствора нитрата серебра и примесей, который затем очищают и передают на электролиз.When obtaining refined silver by electrolysis with insoluble anodes (electroextraction), a silver-gold alloy or other metallized product is dissolved in nitric acid to obtain a solution of silver nitrate and impurities, which is then purified and transferred to electrolysis.
В отличие от описанного выше способа, процесс получения аффинированного серебра способом электроэкстракции из растворов нитрата серебра за счет отсутствия анодного скрапа характеризуется пониженным объемом незавершенного производства (НЗП) и долей ручного труда, однако также сопряжен с образованием при приготовлении электролита окислов азота и, соответственно, необходимостью эксплуатации громоздкой системы газоочистки.Unlike the method described above, the process of obtaining refined silver by electroextraction from silver nitrate solutions due to the absence of anode scrap is characterized by a reduced volume of work in progress (WIP) and the share of manual labor, however, it is also associated with the formation of nitrogen oxides during the preparation of the electrolyte and, accordingly, the need operation of a bulky gas cleaning system.
Известен способ получения аффинированного серебра переработкой промпродуктов аффинажа, содержащих серебро в виде хлорида (Металлургия благородных металлов / Под ред. Л.В. Чугаева. М.: Металлургия, 1987, с. 315-327). Он включает обработку серебросодержащих материалов водным раствором хлората натрия в присутствии HCl для выщелачивания примесей меди, свинца и натрия, восстановление очищенного хлорида серебра до металла цинковым порошком, промывку, сушку и переплавку губчатого серебра в аноды для последующего электролитического рафинирования. После переплавки катодного серебра получают металл, содержащий 99,98% Ag. Недостатком способа является большая длительность технологического цикла, чередование пиро- и гидрометаллургических операций, что делает невозможным создание непрерывно действующей автоматизированной технологической цепочки.A known method of obtaining refined silver by processing refining middlings containing silver in the form of chloride (Metallurgy of noble metals / Edited by L.V. Chugaev. M.: Metallurgy, 1987, S. 315-327). It includes the treatment of silver-containing materials with an aqueous solution of sodium chlorate in the presence of HCl to leach impurities of copper, lead and sodium, the reduction of purified silver chloride to metal with zinc powder, washing, drying and remelting sponge silver into anodes for subsequent electrolytic refining. After remelting cathode silver, a metal containing 99.98% Ag is obtained. The disadvantage of this method is the long duration of the technological cycle, the alternation of pyro- and hydrometallurgical operations, which makes it impossible to create a continuously operating automated technological chain.
Известен способ извлечения палладия, золота и серебра (РЖ. Металлургия. 1984, 8Г343П), включающий обработку материала царской водкой, отделение серебра в виде хлорида, сушку и плавку последнего с Na2CO3 при 850°С с получением губчатого серебра, растворение последнего в HNO3, выделение Ag2O раствором гидроксида натрия, сушку и прокаливание осадка при 400°С с получением губчатого серебра высокой чистоты (99,96%). Недостатком способа является большая длительность технологического цикла, возможные потери серебра с возгонами, чередование пиро- и гидрометаллургических операций, что делает невозможным создание непрерывно действующей автоматизированной технологической цепочки, а также необходимость организации громоздкой системы газоочистки, обусловленной выделением окислов азота при растворении губчатого серебра в азотной кислоте.A known method of extracting palladium, gold and silver (RJ. Metallurgy. 1984, 8G343P), including processing the material with aqua regia, separating silver in the form of chloride, drying and melting the latter with Na 2 CO 3 at 850 ° C to obtain spongy silver, dissolving the latter in HNO 3 , separating Ag 2 O with sodium hydroxide solution, drying and calcining the precipitate at 400°C to obtain sponge silver of high purity (99.96%). The disadvantage of this method is the long duration of the technological cycle, the possible loss of silver with sublimates, the alternation of pyro- and hydrometallurgical operations, which makes it impossible to create a continuously operating automated technological chain, as well as the need to organize a cumbersome gas cleaning system due to the release of nitrogen oxides when dissolving sponge silver in nitric acid. .
Известен способ (Патент RU №2049131) получения аффинированного серебра из промпродуктов, содержащих хлорид серебра, включающий в себя восстановление железным порошком в солянокислом растворе с рН 3,0-3,2, обработку осадка раствором гидроксида натрия для превращения остаточного хлорида серебра в его оксид (гидроксид), а затем растворение его в азотной кислоте с получением раствора нитрата серебра. Для очисти от примесей раствор обрабатывают раствором гидроксида натрия до рН 6-6,5, что обеспечивает гидролиз и выпадение в осадок основного количества примесей, который отфильтровывают. Затем в очищенный от примесей фильтрат вводят нитрит натрия для осаждения серебра в форме нитрита, который отфильтровывают. Раствор, содержащий примеси, выводят из технологического цикла, а нитрит серебра проваривают в растворе гидроксида натрия при рН 11,5-12,5, в результате чего происходит его полное превращение в оксид. Полученный на этой стадии щелочной раствор нитрита натрия используют для осаждения нитрита серебра, а оксид серебра после отмывки от маточного раствора сушат и восстанавливают с получением серебра аффинированного. Недостатком способа является использование операции растворения осадка в азотной кислоте, сопровождающееся образованием окислов азота, что требует организации громоздкой газоочистной системы.A known method (Patent RU No. 2049131) for obtaining refined silver from middlings containing silver chloride, including reduction with iron powder in hydrochloric acid solution with a pH of 3.0-3.2, treatment of the precipitate with a solution of sodium hydroxide to convert residual silver chloride into its oxide (hydroxide), and then dissolving it in nitric acid to obtain a solution of silver nitrate. To remove impurities, the solution is treated with a sodium hydroxide solution to pH 6-6.5, which ensures hydrolysis and precipitation of the main amount of impurities, which is filtered out. Then sodium nitrite is introduced into the filtrate purified from impurities to precipitate silver in the form of nitrite, which is filtered off. The solution containing impurities is withdrawn from the technological cycle, and silver nitrite is boiled in a sodium hydroxide solution at pH 11.5-12.5, as a result of which it is completely converted into oxide. The alkaline solution of sodium nitrite obtained at this stage is used to precipitate silver nitrite, and the silver oxide after washing from the mother liquor is dried and reduced to obtain refined silver. The disadvantage of this method is the use of the operation of dissolving the precipitate in nitric acid, accompanied by the formation of nitrogen oxides, which requires the organization of a bulky gas cleaning system.
Известен способ извлечения серебра из шлама электрорафинирования меди (Патент США №3658510), включающий в себя аммиачное выщелачивание остатка гидрохлорирования шлама, кипячение раствора с целью отгонки аммиака и формирование осадка чистого хлорида серебра.A known method of extracting silver from copper electrorefining sludge (US Patent No. 3658510), including ammonia leaching of the sludge hydrochlorination residue, boiling the solution to remove ammonia and forming a precipitate of pure silver chloride.
Согласно изобретению, шлам хлорируют в 8-9 N растворе соляной кислоты, предпочтительно 12 N, в реакторе с обратным холодильником, что минимизирует потери кислоты с отходящими газами. Полученная при хлорировании пульпа фильтруется. Раствор, содержащий селен, теллур, прочие драгоценные металлы и примеси, отделяется фильтрацией. Осадок для растворения остаточного хлорида свинца подвергается выщелачиванию подкисленным соляной кислотой (рН 0,5-5) горячим раствором при Ж:Т ~ 10 в течение 1 часа, полученная пульпа сгущается в присутствии флокулянта, а затем фильтруется.According to the invention, the sludge is chlorinated in 8-9 N hydrochloric acid, preferably 12 N, in a reflux reactor, which minimizes the loss of acid in the off-gases. The pulp obtained during chlorination is filtered. The solution containing selenium, tellurium, other precious metals and impurities is separated by filtration. The precipitate for dissolving the residual lead chloride is subjected to leaching with a hot solution acidified with hydrochloric acid (pH 0.5-5) at W:T ~ 10 for 1 hour, the resulting pulp is thickened in the presence of a flocculant, and then filtered.
Далее полученный осадок распульповывается в воде с добавкой концентрированного аммиака. Диапазон содержаний аммиака в готовой пульпе достаточно широк и составляет 2-5 N, при этом расчетное количество аммиака составляет от 1-1,5 г/г сухого остатка с предыдущей стадии. Аммиачное выщелачивание проводится на холоду (при комнатной температуре) в течение 1 часа.Further, the resulting precipitate is pulped in water with the addition of concentrated ammonia. The range of ammonia content in the finished pulp is quite wide and is 2-5 N, while the estimated amount of ammonia is from 1-1.5 g/g of dry residue from the previous stage. Ammonia leaching is carried out in the cold (at room temperature) for 1 hour.
Далее выщелоченная пульпа фильтруется, осадок промывается водой и затем выводится из технологической схемы, а раствор, объединенный с промывными водами, передается на термообработку для отгонки в газовую фазу аммиака и формирования осадка хлорида серебра.Next, the leached pulp is filtered, the precipitate is washed with water and then removed from the process flow, and the solution combined with the washing water is transferred to heat treatment to strip ammonia into the gas phase and form a silver chloride precipitate.
Процесс ведут при температуре кипения и заканчивают, когда она достигает ~ 100°С, что говорит о практически полном удалении аммиака в газовую фазу.The process is carried out at the boiling temperature and ends when it reaches ~ 100°C, which indicates the almost complete removal of ammonia into the gas phase.
Альтернативой кипячению может быть подкисление раствора аммиачного выщелачивания серной или азотной кислотой.An alternative to boiling may be to acidify the ammonia leach solution with sulfuric or nitric acid.
Далее полученный чистый хлорид серебра, обрабатывают горячим раствором гидроксида натрия при интенсивном перемешивании для превращения его в гидроксид, а затем вводят концентрированный раствор глюкозы для получения металлического серебра. Также могут быть использованы другие органические восстановители. Плавка полученного серебряного порошка реализуется в окислительных условиях, что обеспечивает удаление органических примесей. Недостатком способа является повышенный риск загрязнения серебра примесями, образующими с аммиаком комплексные соединения - медью, никелем, кобальтом, цинком, а также платиновыми металлами за счет поступления на аммиачное выщелачивание с остатками не отмытого раствора гидрохлорирования, а также отсутствие возможности регенерации аммиака. Описанный выше способ является ближайшим к заявляемому, поэтому выбран в качестве ближайшего аналога.Next, the resulting pure silver chloride is treated with a hot solution of sodium hydroxide with vigorous stirring to convert it into hydroxide, and then a concentrated glucose solution is introduced to obtain metallic silver. Other organic reducing agents may also be used. The melting of the obtained silver powder is carried out under oxidizing conditions, which ensures the removal of organic impurities. The disadvantage of this method is the increased risk of silver contamination with impurities that form complex compounds with ammonia - copper, nickel, cobalt, zinc, and platinum metals due to the receipt of ammonia leaching with the remains of an unwashed hydrochlorination solution, as well as the inability to regenerate ammonia. The method described above is the closest to the claimed, so selected as the closest analogue.
Задачей предлагаемого способа является получение аффинированного серебра в виде слитков.The objective of the proposed method is to obtain refined silver in the form of ingots.
Технический результат от реализации способа получения аффинированного серебра заключается в повышении культуры производства за счет отказа от периодических процессов, сопровождающихся ручным трудом, сокращении расхода реагентов за счет их регенерации, а также обеспечении возможности создания непрерывно действующей автоматизированной гидрометаллургической технологической цепочки и снижении риска брака серебра по примесям платиновых металлов за счет их восстановления до металлического состояния и выведения из технологической цепочки на головных операциях технологической схемы.The technical result from the implementation of the method for obtaining refined silver is to increase the culture of production by eliminating periodic processes accompanied by manual labor, reducing the consumption of reagents due to their regeneration, as well as enabling the creation of a continuously operating automated hydrometallurgical process chain and reducing the risk of silver rejects due to impurities. platinum metals due to their reduction to the metallic state and removal from the technological chain at the head operations of the technological scheme.
Технический результат достигается тем, что в предлагаемом способе получения аффинированного серебра, включающем аммиачное выщелачивание, фильтрацию, промывку осадка, отгонку в газовую фазу аммиака с формированием осадка хлорида серебра, его металлизацию и плавку на слитки, согласно способу, исходный промпродукт драгметального производства, содержащий серебро в форме хлорида, подвергают восстановительной обработке в горячем щелочном растворе при температуре 70-90°С и рН=7-12 при расходе восстановителя 3-7% от стехиометрически необходимого на восстановление хлорида серебра при обеспечении окислительно-восстановительного потенциала системы на уровне 100-300 мВ относительно хлорсеребряного электрода, затем последовательно проводят два цикла гидрометаллургической обработки, каждый из которых состоит из аммиачного выщелачивания при температуре 20-40°С, концентрации свободного аммиака 15-25% продолжительностью 1-4 часа, отгонки аммиака при упаривании раствора под вакуумом или при температуре кипения раствора с абсорбцией образующейся парогазовой фазы оборотными аммиачными растворами, солянокислого выщелачивания сформировавшегося на стадии отгонки аммиака осадка хлорида серебра в растворе при концентрации HCl=10-150 г/дм3, при температуре 40-90°С в течение 1-3 часов, после чего отфильтрованный и промытый хлорид серебра металлизируют при температуре 40-90°С, рН=7-12, начальном Ж:Т 2-5 в течение 2-4 часов при использовании органического восстановителя, а затем плавят на слитки аффинированного серебра с добавкой флюсующего агента.The technical result is achieved by the fact that in the proposed method for obtaining refined silver, including ammonia leaching, filtration, washing of the precipitate, stripping of ammonia into the gas phase with the formation of a precipitate of silver chloride, its metallization and melting into ingots, according to the method, the initial intermediate product of precious metal production containing silver in the form of chloride, subjected to reduction treatment in a hot alkaline solution at a temperature of 70-90 ° C and pH = 7-12 at a reducing agent consumption of 3-7% of the stoichiometrically necessary for the reduction of silver chloride while ensuring the redox potential of the system at the level of 100-300 mV relative to the silver chloride electrode, then two cycles of hydrometallurgical treatment are sequentially carried out, each of which consists of ammonia leaching at a temperature of 20-40 ° C, a free ammonia concentration of 15-25% for 1-4 hours, ammonia stripping by evaporating the solution under vacuum or at temperature boiling of the solution with absorption of the resulting gas-vapor phase by circulating ammonia solutions, hydrochloric acid leaching of the precipitate of silver chloride formed at the stage of ammonia distillation in solution at a concentration of HCl=10-150 g/dm 3 , at a temperature of 40-90°C for 1-3 hours, after whereupon the filtered and washed silver chloride is metallized at a temperature of 40-90°C, pH=7-12, initial W:T 2-5 for 2-4 hours using an organic reducing agent, and then melted into ingots of refined silver with the addition of a fluxing agent .
В качестве восстановителя возможно использование формиата натрия, муравьиной кислоты, гидразин-гидрата и т.д.Sodium formate, formic acid, hydrazine hydrate, etc. can be used as a reducing agent.
В качестве жидкой фазы для восстановительной обработки возможно использование воды или оборотного раствора со стадии металлизации чистого хлорида серебра.As a liquid phase for the recovery treatment, it is possible to use water or a circulating solution from the stage of metallization of pure silver chloride.
В качестве жидкой фазы для аммиачного выщелачивания используется оборотный аммиачный раствор со стадии отгонки аммиака.As a liquid phase for ammonia leaching, a circulating ammonia solution from the ammonia stripping stage is used.
В качестве исходного раствора для солянокислого выщелачивания первого цикла используют раствор от солянокислого выщелачивания второго цикла при необходимой подпитке водой и соляной кислотой.As the initial solution for hydrochloric acid leaching of the first cycle, a solution from hydrochloric acid leaching of the second cycle is used with the necessary replenishment of water and hydrochloric acid.
В предлагаемом способе подпитку контура абсорбции аммиака осуществляют водой или растворами фильтрации пульпы хлорида серебра.In the proposed method, the ammonia absorption circuit is fed with water or silver chloride pulp filtration solutions.
Также в способе цикл из аммиачного выщелачивания, отгонки аммиака и солянокислого выщелачивания сформированного хлорида серебра проводят дважды.Also in the method, the cycle of ammonia leaching, ammonia stripping and hydrochloric acid leaching of the formed silver chloride is carried out twice.
В предлагаемом способе при плавке на слитки аффинированного серебра в качестве флюсующего агента используют гидроксид натрия.In the proposed method, when melting refined silver ingots, sodium hydroxide is used as a fluxing agent.
Также в предлагаемом способе в качестве дополнительного источника щелочи на стадии металлизации хлорида серебра возможно использование шлака плавки металлизированного хлорида серебра на слитки.Also in the proposed method, as an additional source of alkali at the stage of metallization of silver chloride, it is possible to use slag from melting metallized silver chloride into ingots.
Сущность предлагаемого способа заключается в следующем.The essence of the proposed method is as follows.
Процесс осуществляли по схеме, представленной на фигуре 1.The process was carried out according to the scheme shown in figure 1.
Нерастворимый остаток гидрохлорирования (НО) концентрата драгоценных металлов, содержащий хлорид серебра, оксиды кремния, кальция, соединения неблагородных металлов или другой серебряный концентрат на основе его хлорида обрабатывают горячим (70-90°С) щелочным (рН=7-12) раствором восстановителя (формиата натрия, муравьиной кислоты, гидразин-гидрата и т.д.) для восстановления до металлического состояния адсорбированных на поверхности хлорида серебра комплексов платиновых металлов (операция 1, фигура 1).The insoluble hydrochlorination residue (HO) of the precious metal concentrate containing silver chloride, oxides of silicon, calcium, base metal compounds or other silver concentrate based on its chloride is treated with a hot (70-90 ° C) alkaline (pH = 7-12) solution of a reducing agent ( sodium formate, formic acid, hydrazine hydrate, etc.) to restore the platinum metal complexes adsorbed on the surface of silver chloride to the metallic state (operation 1, figure 1).
В качестве жидкой фазы может использоваться вода с добавкой восстановителя и щелочи, либо раствор от металлизации чистого хлорида серебра (продукт 10.1, фигура 1).As a liquid phase, water with the addition of a reducing agent and alkali, or a solution from the plating of pure silver chloride (product 10.1, figure 1) can be used.
При проведении процесса используют небольшие количества восстановителя (не более 3-7% от стехиометрии), который дозируют для поддержания окислительно-восстановительного потенциала системы (ОВП) на уровне 100-300 мВ относительно хлорсеребряного электрода.When carrying out the process, small amounts of a reducing agent (not more than 3-7% of stoichiometry) are used, which are dosed to maintain the redox potential of the system (ORP) at a level of 100-300 mV relative to the silver chloride electrode.
Увеличение расхода восстановителя более 3-7% от стехиометрии приведет к увеличению степени металлизации хлорида серебра, что приведет к снижению его извлечения в раствор на стадии аммиачного выщелачивания, как за счет увеличения доли металлического серебра, устойчивого в аммиачных растворах, так и за счет пассивации поверхности хлорида серебра пленкой металлического серебра. Более низкий расход восстановителя не обеспечит нужной степени восстановления адсорбированных поверхностью хлорида серебра комплексов платиновых металлов.An increase in the consumption of the reducing agent by more than 3-7% of the stoichiometry will lead to an increase in the degree of metallization of silver chloride, which will lead to a decrease in its extraction into the solution at the stage of ammonia leaching, both by increasing the proportion of metallic silver that is stable in ammonia solutions, and by passivating the surface silver chloride film of metallic silver. A lower consumption of the reducing agent will not provide the required degree of reduction of the platinum metal complexes adsorbed by the silver chloride surface.
Снижение ОВП ниже 100 мВ приведет к избыточному расходу восстановителя и увеличению степени металлизации хлорида серебра, что нежелательно.Reducing the ORP below 100 mV will lead to excessive consumption of the reducing agent and an increase in the degree of metallization of silver chloride, which is undesirable.
Проведение процесса при ОВП системы более 300 мВ не обеспечит требуемой глубины восстановления платиновых металлов и может привести к браку аффинированного серебра.Carrying out the process at an ORP of the system of more than 300 mV will not provide the required depth of reduction of platinum metals and may lead to the rejection of refined silver.
Проведение процесса при температуре ниже 70°С может привести к снижению полноты восстановления платиновых металлов, повышение более 90°С - к дополнительному расходу энергоносителей.Carrying out the process at a temperature below 70°C can lead to a decrease in the completeness of the reduction of platinum metals, an increase of more than 90°C - to additional energy consumption.
Поддержание рекомендуемого диапазона рН среды необходимо для обеспечения скорости и полноты металлизации соединений платиновых металлов. Переход в кислую область (рН<7) приведет к недостаточно полному их восстановлению, и, соответственно, загрязнению товарного металла, избыточное подщелачивание (рН>12) - не улучшит показателей процесса, но повлечет за собой увеличение расхода реагентов.Maintaining the recommended pH range of the medium is necessary to ensure the speed and completeness of metallization of platinum metal compounds. The transition to the acidic region (pH<7) will lead to their insufficient recovery, and, accordingly, contamination of the commercial metal, excessive alkalization (pH>12) will not improve the process performance, but will entail an increase in the consumption of reagents.
По окончании процесса полученную пульпу фильтруют (центрифугируют), осадок (продукт 1.1, фигура 1) направляют на аммиачную обработку в оборотном растворе аммиака, а раствор (продукт 1.2, фигура 1) - на утилизацию стоков. Промывка осадка для удаления компонентов раствора является необязательной операцией, поскольку процесс восстановительной обработки не сопровождается заметным извлечением компонентов осадка в раствор и загрязнение осадка аффинированного серебра компонентами раствора маловероятно.At the end of the process, the resulting pulp is filtered (centrifuged), the precipitate (product 1.1, figure 1) is sent for ammonia treatment in the ammonia circulating solution, and the solution (product 1.2, figure 1) is sent for waste disposal. Washing the precipitate to remove the components of the solution is an optional operation, since the process of reductive treatment is not accompanied by a noticeable extraction of the components of the precipitate into the solution, and contamination of the precipitate of the refined silver with the components of the solution is unlikely.
В процессе первой аммиачной обработки - выщелачивании (операция 2, фигура 1), реализуемой при температуре 20-40°С, концентрации свободного аммиака 15-25% в течение 1-4 часов, получает развитие реакция растворения хлорида серебра с образованием аммиачного комплекса, растворимость которого определяется концентрацией свободного аммиака в растворе (таблица 1).In the process of the first ammonia treatment - leaching (
Соотношение жидкого и твердого определяется равновесной концентрацией серебра в растворе, определяющейся содержанием свободного аммиака в растворе выщелачивания.The ratio of liquid and solid is determined by the equilibrium concentration of silver in the solution, which is determined by the content of free ammonia in the leaching solution.
Также в раствор могут извлекаться присутствующие в составе кека восстановительного выщелачивания гидроксиды и основные соли цветных металлов, способные образовывать комплексные соединения с аммиаком (медь, никель, кобальт, цинк). Свинец, обладающий амфотерными свойствами, также может частично переходить в раствор за счет образования плюмбат-ионов.Hydroxides and basic salts of non-ferrous metals present in the composition of the reductive leaching cake, which can form complex compounds with ammonia (copper, nickel, cobalt, zinc), can also be extracted into the solution. Lead, which has amphoteric properties, can also partially pass into solution due to the formation of plumbate ions.
Повышение температуры выщелачивания выше 30-40°С приводит к увеличению потерь аммиака с парогазовой фазой, снижению устойчивости аммиачных комплексов серебра и повышенному переходу в раствор компонентов исходного сырья, способных растворяться в щелочных средах (диоксид кремния, оксид алюминия, оксид свинца и т.д.).Increasing the leaching temperature above 30-40°C leads to an increase in ammonia losses with the vapor-gas phase, a decrease in the stability of silver ammonia complexes and an increased transition of feedstock components capable of dissolving in alkaline media (silicon dioxide, aluminum oxide, lead oxide, etc.) .).
Снижение ниже 20-22°С потребует применения специальных холодильных установок, что приведет к повышенным энергозатратам.A decrease below 20-22°C will require the use of special refrigeration units, which will lead to increased energy consumption.
Повышение концентрации аммиака в растворе сверх 25% повлечет за собой усложнение аппаратурного оформления процесса за счет высокой упругости паров аммиака над его концентрированными растворами даже при комнатной температуре, снижение менее 15% потребует увеличения соотношения жидкого и твердого на стадии выщелачивания для обеспечения возможности получения устойчивых растворов и высокого извлечения серебра на стадии аммиачного выщелачивания из его хлорида.An increase in the ammonia concentration in the solution above 25% will entail a complication of the instrumentation of the process due to the high vapor pressure of ammonia over its concentrated solutions even at room temperature, a decrease below 15% will require an increase in the ratio of liquid and solid at the leaching stage to ensure the possibility of obtaining stable solutions and high extraction of silver at the stage of ammonia leaching from its chloride.
Снижение продолжительности аммиачного выщелачивания менее 1 часа приведет к неполному извлечению хлорида серебра, увеличение свыше 4 часов - к повышенным потерям аммиака с парогазовой фазой.Reducing the duration of ammonia leaching to less than 1 hour will lead to incomplete extraction of silver chloride, an increase of more than 4 hours will lead to increased losses of ammonia from the gas-vapor phase.
Нерастворимые в аммиаке соединения - оксиды кремния, кальция, металлические и халькогенидные формы цветных металлов, их оксиды, металлизированные формы драгоценных металлов - формируют кек (продукт 2.1. фигура 1), который по окончании процесса отфильтровывают. Раствор вместе с промывными водами (продукт 2.2, фигура 1) направляется на получение хлорида серебра, нерастворимый остаток передается на извлечение платиновых металлов известными способами (например, плавкой с прочими отходами аффинажного производства).Compounds insoluble in ammonia - oxides of silicon, calcium, metallic and chalcogenide forms of non-ferrous metals, their oxides, metallized forms of precious metals - form a cake (product 2.1. figure 1), which is filtered at the end of the process. The solution together with washing water (product 2.2, figure 1) is sent to obtain silver chloride, the insoluble residue is transferred to the extraction of platinum metals by known methods (for example, melting with other refining wastes).
В основу извлечения серебра из аммиачного раствора положено снижение устойчивости аммиачного серебряного комплекса с уменьшением концентрации свободного аммиака. Это может быть реализовано за счет его отгонки с парами воды, либо под вакуумом, либо при повышенной температуре, предпочтительно, близкой к кипению раствора (операция 3, фигура 1).The extraction of silver from the ammonia solution is based on the decrease in the stability of the ammonia silver complex with a decrease in the concentration of free ammonia. This can be realized by its distillation with water vapor, either under vacuum or at elevated temperature, preferably close to the boiling point of the solution (operation 3, figure 1).
Упаривание проводится до тех пор, как основное количество аммиака не перейдет в газовую фазу, а аммиачного комплекса серебра не разложится.Evaporation is carried out until the main amount of ammonia passes into the gas phase, and the ammonia complex of silver does not decompose.
Образовавшаяся парогазовая фаза, содержащая в своем составе пары воды и аммиак, абсорбируется оборотным аммиачным раствором, который по мере необходимости выводится на аммиачное выщелачивание (продукт 3.1, фигура 1).The resulting gas-vapor phase, containing in its composition water vapor and ammonia, is absorbed by the circulating ammonia solution, which, as necessary, is removed for ammonia leaching (product 3.1, figure 1).
Для исключения необходимости использования оборудования, работающего под давлением, концентрация свободного аммиака в растворах поглощения не должна превышать 25% (масс.), для чего оборотный аммиачный раствор, используемый для абсорбции аммиака, разбавляется частью раствора (продукт 4.2, фигура 1), полученного при фильтрации пульпы хлорида серебра.To eliminate the need to use pressure equipment, the concentration of free ammonia in absorption solutions should not exceed 25% (wt.), For which the circulating ammonia solution used for ammonia absorption is diluted with a part of the solution (product 4.2, figure 1) obtained by filtration of silver chloride pulp.
Также в качестве жидкой фазы может использоваться вода.Water can also be used as the liquid phase.
Другим вариантом обеспечения необходимого водного баланса процесса является удаление воды при упаривании раствора аммиачного выщелачивания серебра в необходимом количестве для получения, как максимум 25% раствора аммиака при абсорбции парогазовой фазы.Another option to ensure the necessary water balance of the process is to remove water by evaporating the solution of ammonia leaching of silver in the required amount to obtain a maximum of 25% ammonia solution in the absorption of the gas-vapor phase.
По окончании упаривания пульпа хлорида серебра фильтруется (центрифугируется, сгущается). Хлорид серебра 1 (продукт 4.1, фигура 1) и часть отфильтрованного раствора (продукт 4.2, фигура 1) обрабатывается горячим оборотным солянокислым раствором (продукт 9.1, фигура 1) для связывания остаточного количества аммиака, присутствующего в составе аммиачных комплексов цветных металлов и серебра в форму хлорида аммония, а цветных металлов - в форму водорастворимых хлоридов.Upon completion of evaporation, the silver chloride pulp is filtered (centrifuged, thickened). Silver chloride 1 (product 4.1, figure 1) and part of the filtered solution (product 4.2, figure 1) is treated with a hot circulating hydrochloric acid solution (product 9.1, figure 1) to bind the residual amount of ammonia present in the ammonia complexes of non-ferrous metals and silver into the form ammonium chloride, and non-ferrous metals - in the form of water-soluble chlorides.
Использование солянокислого выщелачивания способствует эффективной очистке хлорида серебра от цветных металлов, перешедших в осадок хлорида серебра (продукт 4.1, фигура 1) в форме малорастворимых гидроксидов при разложении их аммиачных комплексов.The use of hydrochloric acid leaching contributes to the effective purification of silver chloride from non-ferrous metals that have precipitated silver chloride (product 4.1, figure 1) in the form of sparingly soluble hydroxides during the decomposition of their ammonia complexes.
Выщелачивание проводится в оборотном солянокислом растворе при концентрации HCl=10-150 г/дм3, при температуре 40-90°С в течение 1-3 часов.Leaching is carried out in a recycled hydrochloric acid solution at a concentration of HCl=10-150 g/DM 3 at a temperature of 40-90°C for 1-3 hours.
Увеличение концентрации соляной кислоты свыше 150 г/дм3 при репульпации не обеспечивает более полного извлечения в раствор цветных металлов, однако может привести к повышенному извлечению серебра в раствор за счет формирования растворимых хлоридных комплексов при высоком хлоридном фоне.An increase in the concentration of hydrochloric acid over 150 g/dm 3 during repulpation does not provide a more complete extraction of non-ferrous metals into the solution, however, it can lead to an increased recovery of silver into the solution due to the formation of soluble chloride complexes at a high chloride background.
Концентрация соляной кислоты ниже 10 г/дм3 не обеспечивает эффективного растворения гидроксидов цветных металлов и приводит к получению более грязного по примесям осадка. Аналогичный эффект имеет и снижение температуры выщелачивания ниже 40°С и проведение процесса в течение менее 1 часа.The concentration of hydrochloric acid below 10 g/DM 3 does not provide effective dissolution of non-ferrous metal hydroxides and leads to a more dirty precipitate. Lowering the leaching temperature below 40°C and carrying out the process for less than 1 hour has a similar effect.
Повышение температуры сверх 90°С приведет к повышенным энергозатратам без улучшения показателей разделения цветных металлов и серебра.Increasing the temperature above 90°C will lead to increased energy consumption without improving the performance of the separation of non-ferrous metals and silver.
По окончании солянокислого выщелачивания (операция 5, фигура 1) пульпа фильтруется, осадок (продукт 5.2, фигура 1) промывается водой. Раствор, объединенный с промывными водами (продукт 5.1, фигура 1), передается на утилизацию стоков, что обеспечивает организацию канала вывода примесей из технологической схемы.At the end of hydrochloric acid leaching (operation 5, figure 1), the pulp is filtered, the precipitate (product 5.2, figure 1) is washed with water. The solution combined with wash water (product 5.1, figure 1) is transferred to waste disposal, which provides the organization of a channel for removing impurities from the process flow.
Полученный по совокупности операций 1-5 хлорид серебра (продукт 5.2, фигура 1) для обеспечения стабильного состава конечного аффинированного металла дополнительно перечищается по аналогичной схеме и уже потом металлизируется и плавится на слитки.Obtained by a combination of operations 1-5, silver chloride (product 5.2, figure 1) to ensure a stable composition of the final refined metal is additionally refined in a similar way and only then is metallized and melted into ingots.
Таким образом, технологическая схема переработки серебряных концентратов, содержащих серебро в форме хлорида, включает в себя два последовательно проводимых цикла гидрометаллургической переработки, каждый из которых включает в себя аммиачное выщелачивание, разложение аммиачного раствора и солянокислое выщелачивание сформировавшегося осадка хлорида серебра, а также вспомогательные операции - фильтрацию(центрифугирование), промывку осадков.Thus, the technological scheme for the processing of silver concentrates containing silver in the form of chloride includes two consecutive cycles of hydrometallurgical processing, each of which includes ammonia leaching, decomposition of the ammonia solution and hydrochloric acid leaching of the formed silver chloride precipitate, as well as auxiliary operations - filtration (centrifugation), washing of sediments.
Параметры проведения аммиачного выщелачивания (операция 6, фигура 1) и разложения аммиачного раствора (операция 7, фигура 1) второго цикла проводятся в условиях, аналогичных таковым для первого цикла (операции 2 и 3 соответственно).The parameters for carrying out ammonia leaching (operation 6, figure 1) and decomposition of the ammonia solution (operation 7, figure 1) of the second cycle are carried out under conditions similar to those for the first cycle (
Хлорид серебра (продукт 5.2, фигура 1) растворяется в оборотном аммиачном растворе 7.1 (операция 6, фигура 1). Полученный раствор, содержащий некоторое количество взвеси перефильтровывается для ее отделения. Осадок (продукт 6.1, фигура 1) без промывки передается на первую стадию аммиачной обработки (выщелачивания) (операция 2, фигура 1) для доизвлечения из него серебра и организации единого канала вывода примесей платиновых металлов из технологического цикла.Silver chloride (product 5.2, figure 1) is dissolved in the circulating ammonia solution 7.1 (operation 6, figure 1). The resulting solution containing a certain amount of suspension is filtered to separate it. The precipitate (product 6.1, figure 1) without washing is transferred to the first stage of ammonia treatment (leaching) (
Раствор (продукт 6.2, фигура 1) передается на упаривание для разложения присутствующих в его составе аммиачных комплексов серебра и регенерацию аммиака с получением оборотного аммиачного раствора 2 (продукт 8.2, фигура 1), который используется на второй стадии аммиачного выщелачивания (операция 6, фигура 1).The solution (product 6.2, figure 1) is transferred to evaporation to decompose the ammonia complexes of silver present in its composition and regenerate ammonia to obtain a circulating ammonia solution 2 (product 8.2, figure 1), which is used in the second stage of ammonia leaching (operation 6, figure 1 ).
Пульпу сформировавшегося при упаривании хлорида серебра (продукт 7.2, фигура 1) фильтруют, кек (продукт 8.1, фигура 1) промывают водой и подают на солянокислое выщелачивание (операция 9, фигура 1), которое проводится при тех же параметрах процесса, что и операция 5, но с использованием чистого раствора соляной кислоты (10-150 г/дм3 HCl, температура 40-90°С, продолжительность 1-3 часа).The pulp formed during evaporation of silver chloride (product 7.2, figure 1) is filtered, the cake (product 8.1, figure 1) is washed with water and fed to hydrochloric acid leaching (operation 9, figure 1), which is carried out under the same process parameters as operation 5 , but using pure hydrochloric acid solution (10-150 g/dm 3 HCl, temperature 40-90°C, duration 1-3 hours).
По окончании солянокислого выщелачивания пульпу фильтруют (центрифугируют), раствор, объединенный с промывными водами (продукт 9.1, фигура 1) направляют в оборот на солянокислое выщелачивание первого хлорида серебра (операция 5, фигура 1), отмытый хлорид серебра - на металлизацию (операция 10, фигура 1) и плавку на слитки (операция 11, фигура 1).At the end of hydrochloric acid leaching, the pulp is filtered (centrifuged), the solution combined with washing water (product 9.1, figure 1) is sent into circulation for hydrochloric acid leaching of the first silver chloride (operation 5, figure 1), the washed silver chloride is metallized (operation 10, figure 1) and melting into ingots (operation 11, figure 1).
Металлизацию проводят в реакторе с механическим перемешиванием при температуре 40-90°С, рН=7-12, начальном Ж:Т 2-5 в течение 2-4 часов при использовании органического восстановителя, например, гидразин-гидрата в количестве 100-110% от стехиометрически необходимого.Metallization is carried out in a stirred reactor at a temperature of 40-90°C, pH=7-12, initial W:T 2-5 for 2-4 hours using an organic reducing agent, for example, hydrazine hydrate in an amount of 100-110% from the stoichiometrically necessary.
В процессе металлизации получает развитие следующая реакция:During the metallization process, the following reaction develops:
Снижение температуры ниже 40°С и продолжительности менее 2 часов уменьшит глубину восстановления хлорида серебра, что приведет к повышенному выходу шлака на стадии плавки металлизированного остатка на слитки.Lowering the temperature below 40°C and duration less than 2 hours will reduce the depth of reduction of silver chloride, which will lead to an increased yield of slag at the stage of melting the metallized residue into ingots.
Повышение выше 90°С повлечет за собой повышенные энергозатраты без улучшения показателей процесса.An increase above 90° C. will result in increased energy costs without improving process performance.
Аналогичный эффект будет иметь чрезмерное затягивание процесса (более 4 часов), кроме того, при значительной продолжительности восстановления повышается вероятность формирование конгломератов порошка, что может повлечь за собой нарушения работы оборудования.Excessive delay of the process (more than 4 hours) will have a similar effect, in addition, with a significant reduction time, the likelihood of the formation of powder conglomerates increases, which can lead to equipment malfunctions.
По окончании металлизации пульпа фильтруется, осадок промывается дистиллированной водой. Раствор, объединенный с промывными водами (продукт 10.1), либо передается на утилизацию стоков, либо для оптимизации водного баланса процесса может быть подан на стадию восстановительной обработки исходного серебряного концентрата.Upon completion of the metallization, the pulp is filtered, the precipitate is washed with distilled water. The solution combined with the wash water (product 10.1) is either transferred to waste disposal, or to optimize the water balance of the process, it can be fed to the stage of recovery processing of the original silver concentrate.
Отфильтрованный и промытый осадок металлического серебра (продукт 10.2, фигура 1) далее плавят на слитки с добавкой в качестве флюсующего агента гидроксида натрия в количестве 50-200 г/кг металлизированного остатка.The filtered and washed precipitate of metallic silver (product 10.2, figure 1) is then melted into ingots with the addition of sodium hydroxide as a fluxing agent in the amount of 50-200 g/kg of the metallized residue.
Увеличение расхода гидроксида натрия сверх указанных значений приведет к повышенному выходу шлака, подлежащего утилизации, снижение - к возможным потерям серебра с возгонами его хлорида.An increase in the consumption of sodium hydroxide in excess of the specified values will lead to an increased yield of slag to be disposed of, a decrease - to possible losses of silver with sublimations of its chloride.
Полученный в результате плавки шлак (продукт 11.2, фигура 1) может быть передан на доизвлечение драгоценных металлов, с прочими драгметаллсодержащими отходами аффинажного производства, например, осадками обезблагораживания маточных растворов, нерастворимыми остатками гидрохлорирования концентратов и др., либо после дробления и измельчения использован в цикле производства аффинированного серебра в качестве дополнительного источника щелочи на операции 11, фигура 1. При этом присутствующее в его составе серебро будет извлечено по максимально короткой цепочке и перейдет в аффинированный металл.The slag obtained as a result of smelting (product 11.2, figure 1) can be transferred for the additional extraction of precious metals, with other precious metal-containing refining wastes, for example, sediments from the decontamination of mother liquors, insoluble residues from the hydrochlorination of concentrates, etc., or after crushing and grinding, it is used in the cycle the production of refined silver as an additional source of alkali in operation 11, figure 1. In this case, the silver present in its composition will be extracted along the shortest possible chain and transferred to the refined metal.
Предлагаемое изобретение иллюстрируется следующими фигурами:The present invention is illustrated by the following figures:
1. Фигура 1 - представляет собой схему получения аффинированного серебра по заявляемому способу (пунктиром показаны возможные варианты рециркуляции продуктов).1. Figure 1 - is a diagram of obtaining refined silver according to the claimed method (dotted lines show possible options for recycling products).
Предлагаемый способ также иллюстрируется следующими примерами.The proposed method is also illustrated by the following examples.
Пример 1 (по ближайшему аналогу).Example 1 (according to the closest analogue).
Исходный промпродукт драгметального производства, содержащий серебро в форме хлорида, обрабатывали по способу, описанному в ближайшем аналоге. Последовательность операций включала в себя:The initial middling product of precious metal production, containing silver in the form of chloride, was processed according to the method described in the closest analogue. The sequence of operations included:
1. Гидрохлорирование в растворе соляной кислоты концентрацией 5N при температуре 70-80°С в течение 1 часа, фильтрацию осадка;1. Hydrochlorination in a solution of hydrochloric acid with a concentration of 5N at a temperature of 70-80°C for 1 hour, filtering the precipitate;
2. Выщелачивание подкисленным раствором соляной кислоты при температуре 70-80°С в течение 1 часа, фильтрацию, промывку;2. Leaching with an acidified hydrochloric acid solution at a temperature of 70-80°C for 1 hour, filtration, washing;
3. Аммиачное выщелачивание осадка в растворе аммиака с начальной концентрацией 15N при комнатной температуре в течение 1 часа при начальном соотношении жидкого и твердого 18 (по сравнению с ближайшим аналогом, соотношение жидкого и твердого на стадии аммиачного выщелачивания было увеличено для получения устойчивых растворов), фильтрацию, промывку;3. Ammonia leaching of the precipitate in an ammonia solution with an initial concentration of 15N at room temperature for 1 hour at an initial ratio of liquid and solid 18 (compared to the closest analogue, the ratio of liquid and solid at the stage of ammonia leaching was increased to obtain stable solutions), filtration , washing;
4. Отгонку аммиака из отфильтрованного раствора при упаривании до стабилизации температуры на уровне 100°С, фильтрацию пульпы хлорида серебра;4. Distillation of ammonia from the filtered solution during evaporation until the temperature stabilizes at 100°C, filtering the silver chloride pulp;
5. Восстановление в щелочном растворе декстрозой при начальной концентрации гидроксида натрия 115 г/дм3 при 80-90°С в течение 2 часов, фильтрацию, промывку;5. Recovery in an alkaline solution with dextrose at an initial concentration of sodium hydroxide 115 g/DM 3 at 80-90°C for 2 hours, filtering, washing;
6. Плавку на слитки.6. Melting into ingots.
Результаты экспериментов представлены в таблице 2.The results of the experiments are presented in table 2.
Пример 2 (по заявляемому способу)Example 2 (according to the claimed method)
Исходный промпродукт драгметального производства, содержащий серебро в форме хлорида, обрабатывали, согласно заявляемому способу, следующим образом:The initial middling product of precious metal production, containing silver in the form of chloride, was processed, according to the claimed method, as follows:
1. Восстанавливали в щелочном растворе при рН 12 формиатом натрия при температуре 70-80°С в течение 2 часов при расходе восстановителя 6,7% от стехиометрически необходимого на восстановление хлорида серебра до металла при поддержании ОВП системы на уровне 200 мВ относительно хлорсеребряного электрода; осадок фильтровали, промывали водой;1. Reduced in an alkaline solution at pH 12 with sodium formate at a temperature of 70-80°C for 2 hours at a reducing agent consumption of 6.7% of the stoichiometrically required for the reduction of silver chloride to metal while maintaining the ORP of the system at a level of 200 mV relative to the silver chloride electrode; the precipitate was filtered, washed with water;
2. Выщелачивали в растворе аммиака концентрацией 25% при комнатной температуре в течение 1 часа, пульпу фильтровали, осадок промывали водой;2. Leached in an ammonia solution with a concentration of 25% at room temperature for 1 hour, the pulp was filtered, the precipitate was washed with water;
3. Упаривали аммиачный раствор с абсорбцией парогазовой фазы аммиачным раствором концентрацией 15%; полученную пульпу хлорида серебра фильтровали, промывали водой;3. The ammonia solution was evaporated with the absorption of the gas-vapor phase by an ammonia solution with a concentration of 15%; the resulting pulp of silver chloride was filtered, washed with water;
4. Осадок хлорида серебра выщелачивали солянокислым раствором концентрацией 50 г/дм3 при температуре 70-80°С в течение 1 часа; полученную пульпу фильтровали, осадок промывали водой;4. The precipitate of silver chloride was leached with a hydrochloric acid solution with a concentration of 50 g/DM 3 at a temperature of 70-80°C for 1 hour; the resulting pulp was filtered, the precipitate was washed with water;
5. Промытый осадок хлорида серебра делили на две части, которые обрабатывали следующим образом:5. The washed precipitate of silver chloride was divided into two parts, which were processed as follows:
a. первую часть восстанавливали в щелочном растворе гидразин-гидратом при температуре 70-80°С, рН ~ 12 в течение 2 часов; полученную пульпу фильтровали, осадок промывали водой, а затем плавили с добавкой гидроксида натрия;a. the first part was reduced in an alkaline solution with hydrazine hydrate at a temperature of 70-80°C, pH ~ 12 for 2 hours; the resulting pulp was filtered, the precipitate was washed with water, and then melted with the addition of sodium hydroxide;
b. вторую часть повторно растворяли в растворе аммиака (материал растворялся нацело), раствор для контроля содержания в нем взвеси фильтровали, а затем упаривали. Образующуюся парогазовую фазу абсорбировали аммиачным раствором концентрацией 15%, пульпу отгонки фильтровали, осадок промывали водой, а затем выщелачивали в растворе соляной кислоты концентрацией 50 г/дм3 при температуре 70-80°С в течение 1 часа; полученную пульпу фильтровали, осадок промывали водой, затем металлизировали в щелочном растворе гидразин-гидратом при температуре 70-80°С, рН ~ 12 в течение 2 часов; полученную пульпу фильтровали, осадок промывали водой, а затем плавили с добавкой гидроксида натрия. Результаты экспериментов представлены в таблице 3.b. the second part was redissolved in an ammonia solution (the material was completely dissolved), the solution was filtered to control the content of the suspension in it, and then evaporated. The resulting gas-vapor phase was absorbed with an ammonia solution with a concentration of 15%, the distillation pulp was filtered, the precipitate was washed with water, and then leached in a hydrochloric acid solution with a concentration of 50 g/DM 3 at a temperature of 70-80°C for 1 hour; the resulting pulp was filtered, the precipitate was washed with water, then metallized in an alkaline solution with hydrazine hydrate at a temperature of 70-80°C, pH ~ 12 for 2 hours; the resulting pulp was filtered, the precipitate was washed with water, and then melted with the addition of sodium hydroxide. The results of the experiments are presented in table 3.
Из таблиц 2 и 3, заявляемый способ обеспечивает возможность стабильного получения аффинированного серебра высших марок из промпродуктов драгметального производства, содержащего наряду с серебром в форме хлорида, платиновые металлы.From tables 2 and 3, the claimed method provides the possibility of stable production of refined silver of the highest grades from intermediate products of precious metal production, containing, along with silver in the form of chloride, platinum metals.
Вторым несомненным достоинством заявляемого способа является возможность регенерации основного количества аммиака за счет абсорбции парогазовой смеси, формирующейся при упаривании аммиачных растворов оборотными аммиачными растворами. Данное обстоятельство позволит не только сократить затраты на приобретение реагентов, но и повысить экологичность производства за счет повторного использования в технологической схеме аммиака.The second undoubted advantage of the proposed method is the possibility of regeneration of the main amount of ammonia due to the absorption of the vapor-gas mixture formed during the evaporation of ammonia solutions with circulating ammonia solutions. This circumstance will allow not only to reduce the cost of purchasing reagents, but also to increase the environmental friendliness of production due to the reuse of ammonia in the technological scheme.
Что касается извлечения в раствор серебра на стадии аммиачного выщелачивания, то оба способа обеспечивают соизмеримые показатели на уровне более 98%. Оставшееся количество серебра не теряется, а возвращается вместе с осадком прочих драгоценных металлов в технологический цикл и доизвлекается при его переработке.With regard to the extraction of silver into solution at the stage of ammonia leaching, both methods provide comparable performance at a level of more than 98%. The remaining amount of silver is not lost, but is returned along with the sediment of other precious metals to the technological cycle and is additionally recovered during its processing.
Таким образом, предлагаемый способ позволяет осуществлять переработку серебряных концентратов, содержащих серебро в форме хлорида, за счет восстановительной обработки, двух последовательно проводимых циклов гидрометаллургической переработки, каждый из которых включает в себя аммиачное выщелачивание, разложение аммиачного раствора и солянокислое выщелачивание сформировавшегося осадка хлорида серебра, а также вспомогательных операций - фильтрации(центрифугирования), промывки осадков и полученя аффинированного серебра в слитках.Thus, the proposed method allows the processing of silver concentrates containing silver in the form of chloride, due to reduction processing, two successive cycles of hydrometallurgical processing, each of which includes ammonia leaching, decomposition of an ammonia solution and hydrochloric acid leaching of the formed precipitate of silver chloride, and also auxiliary operations - filtration (centrifugation), washing of precipitates and obtaining refined silver in ingots.
Claims (6)
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2779554C1 true RU2779554C1 (en) | 2022-09-08 |
Family
ID=
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3658510A (en) * | 1970-04-14 | 1972-04-25 | American Metal Climax Inc | Recovery of silver from electrolytic copper refinery slimes |
RU2049131C1 (en) * | 1993-04-02 | 1995-11-27 | Красноярский завод цветных металлов | Method of preparing affinated silver from industrial products |
JPH09316559A (en) * | 1996-05-27 | 1997-12-09 | Nikko Kinzoku Kk | Production of reduced silver |
RU2421529C1 (en) * | 2010-02-24 | 2011-06-20 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" (ОАО "Красцветмет") | Procedure for production of refined silver |
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3658510A (en) * | 1970-04-14 | 1972-04-25 | American Metal Climax Inc | Recovery of silver from electrolytic copper refinery slimes |
RU2049131C1 (en) * | 1993-04-02 | 1995-11-27 | Красноярский завод цветных металлов | Method of preparing affinated silver from industrial products |
JPH09316559A (en) * | 1996-05-27 | 1997-12-09 | Nikko Kinzoku Kk | Production of reduced silver |
RU2421529C1 (en) * | 2010-02-24 | 2011-06-20 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" (ОАО "Красцветмет") | Procedure for production of refined silver |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP3879126B2 (en) | Precious metal smelting method | |
JP3616314B2 (en) | Method for treating copper electrolytic deposits | |
JP3474526B2 (en) | How to recover silver | |
KR100956050B1 (en) | Method for separating platinum group element | |
CN101451190A (en) | Novel method for separating gold and silver from gold mud | |
TWI428451B (en) | Valuable metal recovery method from lead-free waste solder | |
CN103781923A (en) | Process for purifying zinc oxide | |
JP2009035808A (en) | Method for separating tin from coexistence metal | |
JPS604892B2 (en) | How to recover metal from copper refining anode slime | |
JP5403224B2 (en) | How to recover bismuth | |
US4662938A (en) | Recovery of silver and gold | |
JP2008297608A (en) | Method for separating/recovering tin | |
JP2010138490A (en) | Method of recovering zinc | |
JP5200588B2 (en) | Method for producing high purity silver | |
RU2779554C1 (en) | Method for producing refined silver from intermediate products of precious metal production containing silver in the form of chloride | |
JP4882125B2 (en) | Silver recovery method | |
JP4715598B2 (en) | Chloride leaching method of lead electrolysis slime | |
JP6475403B2 (en) | How to recover tellurium | |
JP2012246197A (en) | Method for purifying selenium by wet process | |
JPH0781172B2 (en) | Silver refining ore mud purification method | |
JP2007231397A (en) | Method for refining silver chloride | |
JP5188768B2 (en) | Tin recovery method | |
JP2007039798A (en) | Method for recovering indium, and its use | |
JP2001279344A (en) | Method for recovering tin | |
JP4403259B2 (en) | Method for recovering platinum group elements |