RU2164255C2 - Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold - Google Patents
Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold Download PDFInfo
- Publication number
- RU2164255C2 RU2164255C2 RU99102201A RU99102201A RU2164255C2 RU 2164255 C2 RU2164255 C2 RU 2164255C2 RU 99102201 A RU99102201 A RU 99102201A RU 99102201 A RU99102201 A RU 99102201A RU 2164255 C2 RU2164255 C2 RU 2164255C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- metals
- alloy
- solution
- impurities
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано при производстве серебра и металлов платиновой группы (МПГ). The invention relates to the metallurgy of noble metals and can be used in the production of silver and platinum group metals (PGM).
В производстве благородных металлов неизбежно образуются различные нецелевые продукты и отходы, содержащие, наряду с неблагородной основой, ценные компоненты, в том числе серебро - как в металлической, так и в хлоридной форме. К числу таких продуктов относятся пыль и концентрат пыли (КП), образующиеся при очистке запыленных газов пирометаллургических переделов аффинажного производства (концентратом пыли называют водонерастворимый остаток пыли, получающийся в результате промывки электрофильтров). In the production of noble metals, various inappropriate products and wastes are inevitably formed, containing, along with the base, valuable components, including silver, both in metal and in chloride form. Among these products are dust and dust concentrate (KP), formed during the cleaning of dusty gases from pyrometallurgical processes of refining production (dust concentrate is a water-insoluble dust residue resulting from washing of electrostatic precipitators).
Характерной особенностью указанных продуктов является то, что их основа представлена большим числом различных неблагородных элементов и их соединений, главными из которых являются:
- легколетучие компоненты (селен, теллур, свинец, висмут и др.);
- хлориды серебра и неблагородных элементов, образующиеся в результате взаимодействия частичек пыли с хлором или хлорсодержащими соединениями;
- сажистый углерод, образующийся из отходящих печных газов в результате реакции диспропорционирования CO при понижении температуры;
- кремнезем и другие водонерастворимые оксиды, являющиеся наиболее типичными компонентами термообрабатываемых шихт.A characteristic feature of these products is that their base is represented by a large number of different base elements and their compounds, the main of which are:
- volatile components (selenium, tellurium, lead, bismuth, etc.);
- silver chlorides and base elements resulting from the interaction of dust particles with chlorine or chlorine compounds;
- soot carbon generated from flue gases from the reaction of the disproportionation of CO with decreasing temperature;
- silica and other water-insoluble oxides, which are the most typical components of heat-treated charge.
Концентрат пыли характеризуется следующим содержанием благородных металлов, %: Pt - 0,08-0,25; Pd - 0,15-0,35; Rh - 0,05-0,15; Ir - 0,03-0,1; Ru - 0,1-0,3; Au - 0,05 - 0,15; Ag - 5-15. The dust concentrate is characterized by the following noble metal content,%: Pt - 0.08-0.25; Pd 0.15-0.35; Rh 0.05-0.15; Ir 0.03-0.1; Ru - 0.1-0.3; Au - 0.05 - 0.15; Ag is 5-15.
Известен способ извлечения благородных металлов из концентрата пыли аффинажного производства, который включает: смешивание исходного КП с 5-6 кратным количеством магнезитового порошка, обжиг смеси при 350oC, выщелачивание огарка соляной кислотой, отделение нерастворимого остатка (н.о.) от хлоридного раствора, выщелачивание н.о. в аммиачной воде (с переводом серебра в аммиачный раствор и концентрированием МПГ и золота в н.о. аммиачного выщелачивания), обогатительную плавку н.о. Хлоридные растворы, полученные при солянокислом растворении огарка, упаривают до сухих солей, которые прокаливают и используют затем наряду с магнезитовой футеровкой для смешивания с новой порцией КП. [Патент РФ N 2006508 по заявке N 5027777 от 17.02.92 г. "Способ извлечения благородных металлов из концентрата пыли аффинажного производства". Авторы: Голубова Е.А., Золотов А.Ф.]
Недостатками способа-аналога являются большая длительность технологического цикла извлечения ценных компонентов вследствие сильного разубоживания исходного концентрата пыли магнезитом и чрезвычайно медленного протекания реакций твердофазного взаимодействия содержащихся в концентрате пыли хлоридов с оксидом магния (при принятых температурах обжига), а также большие затраты на упаривание хлоридных растворов и прокалку сухих солей.A known method of extracting precious metals from a dust concentrate of refining production, which includes: mixing the initial KP with 5-6 times the amount of magnesite powder, firing the mixture at 350 o C, leaching the calcine with hydrochloric acid, separating the insoluble residue (n.o.) from the chloride solution leaching n.o. in ammonia water (with the conversion of silver to an ammonia solution and the concentration of PGM and gold in n.a. ammonia leaching), concentration smelting n.o. The chloride solutions obtained by the hydrochloric acid dissolution of the cinder are evaporated to dry salts, which are calcined and then used along with a magnesite lining for mixing with a new portion of KP. [RF patent N 2006508 according to the application N 5027777 of 02/17/92, "Method for the extraction of precious metals from dust concentrate of refining production". Authors: Golubova EA, Zolotov AF]
The disadvantages of the analogue method are the long duration of the technological cycle for the extraction of valuable components due to the strong dilution of the initial dust concentrate with magnesite and the extremely slow reactions of solid-phase interaction of the chlorides in the dust concentrate with magnesium oxide (at the accepted firing temperatures), as well as the high cost of evaporation of chloride solutions and calcination of dry salts.
Наиболее близким по технической сущности к заявляемому является способ извлечения серебра из материалов, содержащих хлорид серебра, примеси золота и металлы платиновой группы. [Патент РФ N 2096506 по заявке N 96113774/02 от 05.07.96 г. "Способ извлечения серебра из материалов, содержащих хлорид серебра, примеси золота и металлы платиновой группы". Авторы: Лолейт С.И., Калмыков Ю.М., Ильченко Г.А. и др. - БИ, 1997, N 32, с. 281]. Данный способ принят за прототип. Closest to the technical nature of the claimed is a method for extracting silver from materials containing silver chloride, gold impurities and platinum group metals. [RF patent N 2096506 according to the application N 96113774/02 of 05/05/96, "Method for the extraction of silver from materials containing silver chloride, gold impurities and platinum group metals." Authors: Loleit S.I., Kalmykov Yu.M., Ilchenko G.A. et al. - BI, 1997, N 32, p. 281]. This method is adopted as a prototype.
В прототипном способе исходный материал плавят в смеси с добавками, образующими оксид щелочного металла, с получением сплава с преимущественным содержанием серебра, отделяют сплав с преимущественным содержанием серебра от шлака и подвергают его очистке от примесей путем продувки расплава сухим воздухом в присутствии кальцинированной соды, очищенное серебро гранулируют и растворяют в азотной кислоте, отделяют н.о. от нитратного раствора, из нитратного раствора осаждают гидроксиды, гидроксиды используют для получения из них концентрата МПГ гидрометаллургическим путем. In the prototype method, the starting material is melted in a mixture with additives that form an alkali metal oxide to obtain an alloy with a predominant silver content, the alloy with a predominant silver content is separated from the slag and it is purified from impurities by blowing the melt with dry air in the presence of soda ash, purified silver granulate and dissolve in nitric acid, separate n.o. hydroxides are precipitated from a nitrate solution, from a nitrate solution, hydroxides are used to obtain PGM concentrate from them by hydrometallurgical method.
Недостатки прототипного способа:
- большие затраты на огневое рафинирование сплава с преимущественным содержанием серебра;
- переход значительной части благородных металлов в шлак в процессе продувки расплава воздухом;
- недостаточная полнота очистки нитратного раствора серебра от примесей МПГ в процессе гидролиза.The disadvantages of the prototype method:
- high costs for fire refinement of an alloy with a predominant silver content;
- the transition of a significant part of the noble metals into slag in the process of purging the melt with air;
- insufficient completeness of purification of silver nitrate solution from PGM impurities during hydrolysis.
Предлагаемый способ обеспечивает возможность получения более высоких показателей извлечения благородных металлов в целевые продукты вследствие исключения образования богатого по благородным металлам рафинированного шлака и более полного перехода МПГ и золота в осадок гидроксидов. The proposed method provides the possibility of obtaining higher rates of extraction of precious metals into target products due to the exclusion of the formation of refined slag rich in precious metals and a more complete transition of PGM and gold to a hydroxide precipitate.
Этот технический результат достигается способом, включающем плавку исходного материала, содержащего хлорид серебра, металлы платиновой группы и золото, представляющего собой преимущественно водонерастворимый остаток пылевозгонов аффинажных производств, в присутствии флюсов, образующих оксид щелочного металла, отделение сплава с преимущественным содержанием серебра от шлака, растворение серебра в растворе азотной кислоты, осаждение из азотнокислого раствора серебра гидроксидов металлов-примесей согласно изобретению растворению в азотной кислоте подвергают непосредственно сплав с преимущественным содержанием серебра, осаждение гидроксидов металлов примесей ведут до установления Рн в пределах от 2 до 5, получение концентрата металлов платиновой группы из нерастворившегося остатка чернового серебра и гидроксидов осуществляют путем восстановительной плавки. В качестве флюса, содержащего оксиды щелочного металла, используют оксидный шлак на основе силикатов натрия и кальция, образующийся в аффинажном производстве благородных металлов, а шихта для плавки продукта, содержащего хлорид серебра, имеет состав, мас.%:
Продукт, содержащий хлорид серебра - 40 - 60
Оксид кальция - 5-15
Шлак - Остальное
Способ основан на использовании положительной роли примесей неблагородных элементов, в частности, таких как железо, сурьма, олово, теллур, селен в процессах растворения сплава с преимущественным содержанием серебра и гидролитической очистки нитратного раствора от примесей.This technical result is achieved by a method including melting a starting material containing silver chloride, platinum group metals and gold, which is a predominantly water-insoluble residue of dust refineries in refining industries, in the presence of fluxes forming alkali metal oxide, separation of the alloy with a predominant silver content from slag, dissolution of silver in a nitric acid solution, precipitation from a nitric silver solution of hydroxides of metal impurities according to the invention, dissolution in The alloy with the predominant silver content is directly subjected to nitric acid, the precipitation of metal hydroxides of impurities is carried out until the pH is established in the range from 2 to 5, the preparation of the platinum group metal concentrate from the insoluble residue of crude silver and hydroxides is carried out by reduction melting. As a flux containing alkali metal oxides, we use oxide slag based on sodium and calcium silicates formed in the refining production of noble metals, and the mixture for melting a product containing silver chloride has a composition, wt.%:
Product containing silver chloride - 40-60
Calcium Oxide - 5-15
Slag - Else
The method is based on using the positive role of impurities of base elements, in particular, such as iron, antimony, tin, tellurium, selenium in alloy dissolution processes with a predominant silver content and hydrolytic purification of nitrate solution from impurities.
Указанные примеси неблагородных элементов (особенно, сурьма и олово) формируют в сплаве с преимущественным содержанием серебра кислотоупорные фазы металлов платиновой группы. При растворении такого сплава в азотной кислоте МПГ концентрируются преимущественно в нерастворившемся остатке. Та часть примесей неблагородных элементов (главным образом, железа, селена, теллура), которая перешла из сплава в нитратный раствор, выполняет роль коллектора (сорбента), способствующего более полному соосаждению МПГ с осадком гидроксидов в процессе гидролитической очистки раствора. These impurities of base elements (especially antimony and tin) form acid-resistant phases of platinum group metals in an alloy with a predominant silver content. When such an alloy is dissolved in nitric acid, the PGMs are concentrated predominantly in the insoluble residue. That part of the impurities of non-precious elements (mainly iron, selenium, tellurium), which transferred from the alloy to a nitrate solution, plays the role of a collector (sorbent), contributing to a more complete coprecipitation of PGM with a precipitate of hydroxides in the process of hydrolytic cleaning of the solution.
Оптимальный интервал используемых значений pH ведения процесса гидролитической очистки выбран экспериментальным путем. При pH менее 2 очистки нитратного раствора от примесей практически не происходит. При нейтрализации нитратного раствора до pH=2 происходит образование существенного количества осадка гидроксидов, преимущественно, на основе сурьмы, олова, железа и теллура, и соосаждение с ними значительной части МПГ. Увеличение pH в пределах от 2 до 5 способствует непрерывному возрастанию извлечения в осадок гидроксидов одновременно железа, меди, селена и металлов платиновой группы. Увеличение pH выше 5 нежелательно, так как не дает существенного прироста извлечения МПГ в осадок гидроксидов, но зато вызывает сильное возрастание массы осадка за счет перехода в него свинца и серебра, что приводит к снижению извлечения в нитратный раствор серебра и осложняет процесс получения всех благородных металлов. The optimal range of pH values used for conducting the hydrolytic purification process was selected experimentally. At pH less than 2 purification of the nitrate solution from impurities practically does not occur. When the nitrate solution is neutralized to pH = 2, a significant amount of hydroxide precipitate is formed, mainly based on antimony, tin, iron and tellurium, and a significant part of the PGM is coprecipitated with them. An increase in pH in the range from 2 to 5 contributes to a continuous increase in the precipitation of hydroxides of both iron, copper, selenium, and platinum group metals. An increase in pH above 5 is undesirable, since it does not give a significant increase in the extraction of PGM into a hydroxide precipitate, but it causes a strong increase in the mass of the precipitate due to the transfer of lead and silver into it, which leads to a decrease in the extraction of silver into a nitrate solution and complicates the process of obtaining all precious metals .
В процессе восстановительной плавки гидроксидов, выделенных в процессе очистки нитратных растворов, с добавками флюсов, при температуре 1200 - 1300oC, неблагородные элементы частично отгоняются в газовую фазу, частично шлакуются, а МПГ вместе с примесями золота и серебра образуют богатый по их содержанию тяжелый сплав, который может быть переработан известными способами.In the process of reductive melting of hydroxides isolated during the purification of nitrate solutions with flux additives at a temperature of 1200 - 1300 o C, non-precious elements are partially distilled off into the gas phase, partially are slagged, and PGM together with impurities of gold and silver form a heavy, rich in their content an alloy that can be processed by known methods.
Использование восстановительной плавки для концентрирования МПГ из гидроксидов является предпочтительным (в сравнении с невосстановительной плавкой), так как обеспечивает более высокое извлечение благородных металлов в тяжелый целевой сплав и улучшает его отдельные технологические свойства. The use of reducing smelting to concentrate PGM from hydroxides is preferable (in comparison with non-reducing smelting), since it provides higher recovery of noble metals in the heavy target alloy and improves its individual technological properties.
Так как оксидные шлаки на основе силикатов натрия и кальция, образующиеся в аффинажном производстве, содержат до 70% силикатов натрия и кальция, то использование их при плавке в качестве флюса, содержащего оксид щелочного металла, является весьма перспективным и позволяет сократить затраты производства. В основе использования шлаков аффинажного производства в качестве флюсов лежит способность силикатов натрия и кальция вступать в реакции типа (1) щелочно-термического восстановления серебра из его хлорида
2AgCl + 2Na2O · SiO2 + CO = 2Ag+ Na2O · 2SiO2 + 2NaCl + CO2 (1)
Условия процесса выщелачивания сплава с преимущественным содержанием серебра азотной кислотой в предлагаемом способе не отличаются от условий, используемых в других аналогичных способах. Извлечение серебра из полученного и очищенного от МПГ нитратного раствора также может быть осуществлено известными способами.Since oxide slag based on sodium and calcium silicates formed in the refining industry contains up to 70% sodium and calcium silicates, their use in smelting as a flux containing alkali metal oxide is very promising and can reduce production costs. The use of refining slags as fluxes is based on the ability of sodium and calcium silicates to enter into reactions of the type (1) of alkaline-thermal reduction of silver from its chloride
2AgCl + 2Na 2 O; SiO 2 + CO = 2Ag + Na 2 O · 2SiO 2 + 2NaCl + CO 2 (1)
The conditions of the leaching process of the alloy with a predominant silver content of nitric acid in the proposed method do not differ from the conditions used in other similar methods. The extraction of silver from the obtained and purified from PGM nitrate solution can also be carried out by known methods.
Примеры использования. Examples of using.
Пример 1. Взяли 200 г (по сухой массе) концентрата пыли, содержащего: 20,1% - хлорида серебра, 0,25% - платины, 0,31% - палладия, 0,1% - родия, 0,08% - иридия, 0,2% - рутения, 0,09% - золота, добавили 200 г гранулированного оксидного шлака на основе силикатов натрия и кальция, образующихся в аффинажном производстве, и 44,4 г оксида кальция. Все компоненты шихты перемешали, поместили в шамотный тигель и подвергли плавке в лабораторной электропечи при температуре 1300oC в течение 60 минут.Example 1. We took 200 g (by dry weight) of a dust concentrate containing: 20.1% silver chloride, 0.25% platinum, 0.31% palladium, 0.1% rhodium, 0.08% iridium, 0.2% - ruthenium, 0.09% - gold, 200 g of granular oxide slag based on sodium and calcium silicates formed in the refining industry and 44.4 g of calcium oxide were added. All components of the mixture were mixed, placed in a fireclay crucible and subjected to melting in a laboratory electric furnace at a temperature of 1300 o C for 60 minutes.
В результате плавки получили 62,4 г сплава с преимущественным содержанием серебра, содержащего 0,80% - платины, 1,0% - палладия, 0,32% - родия, 0,25% - иридия, 0,64% - рутения, 0,29% - золота, 48,1% - серебра, 1,0% - меди, 1,0% - железа, 16,0% - свинца, 1,0% - висмута, 4,0% - селена, 6,3% - теллура, 5,3% - олова, 9,5% - сурьмы. As a result of melting, 62.4 g of an alloy was obtained with a predominant content of silver containing 0.80% - platinum, 1.0% - palladium, 0.32% - rhodium, 0.25% - iridium, 0.64% - ruthenium, 0.29% - gold, 48.1% - silver, 1.0% - copper, 1.0% - iron, 16.0% - lead, 1.0% - bismuth, 4.0% - selenium, 6 , 3% - tellurium, 5.3% - tin, 9.5% - antimony.
При плавке было получено 249,0 г шлака, содержащего 0,1% серебра, и не содержащего МПГ и золота (по данным спектрального анализа). During smelting, 249.0 g of slag containing 0.1% silver and free of PGM and gold was obtained (according to spectral analysis).
Полученный сплав с преимущественным содержанием серебра чернового серебра разделили на две равные части и одну из них подвергли переработке согласно предлагаемому способу (см. продолжение примера 1), а вторую - согласно способу-прототипу (см. пример 2). The resulting alloy with a predominant silver content of crude silver was divided into two equal parts and one of them was processed according to the proposed method (see the continuation of example 1), and the second according to the prototype method (see example 2).
Навеску полученного при плавке сплава с преимущественным содержанием серебра массой 31,2 г подвергли растворению в течение двух часов в растворе азотной кислоты (64%, 14 М) при температуре 80oC, при Т:Ж = 1:1.2, с перемешиванием раствора. Отделили фильтрацией нерастворившийся осадок от азотнокислого раствора, промыли осадок небольшим количеством воды, раствор от промывания присоединили к основному раствору.A portion of the alloy obtained with melting with a predominantly silver content of 31.2 g was subjected to dissolution for two hours in a solution of nitric acid (64%, 14 M) at a temperature of 80 o C, at T: W = 1: 1.2, with stirring the solution. The insoluble precipitate was separated by filtration from the nitric acid solution, the precipitate was washed with a small amount of water, and the washing solution was added to the main solution.
В результате было получено 60 мл азотнокислого раствора, который (по данным анализа ICP) содержал, г/л: Pt - 0,083; Pd - 1,30; Rh - 0,167; Ir - 0,467; Ru - 0,167; Au - 0,233; Ag - 241,3; Cu - 3,9; Fe - 0,4; Pb - 70,7; Bi - 4,2; Se - 12,5; Те - 13,1; Sn - 1,9. As a result, 60 ml of a nitric acid solution was obtained, which (according to the ICP analysis) contained, g / l: Pt - 0.083; Pd 1.30; Rh 0.167; Ir 0.467; Ru - 0.167; Au 0.233; Ag - 241.3; Cu - 3.9; Fe - 0.4; Pb - 70.7; Bi - 4.2; Se - 12.5; Those are 13.1; Sn - 1.9.
Масса нерастворившегося остатка (после сушки) составила 12,1 г. Полученный н. о. содержал, %: Pt - 2,0; Pd - 1,9; Rh - 0,74; Ir - 0,41; Ru - 1,57; Au - 0,62; Ag - 4,3; Cu - 0,64; Fe - 2,4; Pb - 6,2; Bi -0,5; Se - 4,1, Te - 9,8; Sn - 12,7. The mass of insoluble residue (after drying) was 12.1 g. Received n. about. contained,%: Pt - 2.0; Pd - 1.9; Rh 0.74; Ir 0.41; Ru - 1.57; Au 0.62; Ag 4.3; Cu 0.64; Fe - 2.4; Pb - 6.2; Bi -0.5; Se 4.1; Te 9.8; Sn - 12.7.
Нерастворившийся остаток (н.о.) использовали для приготовления шихты для обогатительной плавки. Для этого к 12,1 г н.о. добавили 4.6 г кальцинированной соды и 1,7 г коксика, смесь перемешали, поместили в шамотный тигель и подвергли плавке в электропечи при температуре 1300oC в течение 45 минут.The insoluble residue (n.o.) was used to prepare the mixture for concentration dressing. To do this, to 12.1 g N.O. 4.6 g of soda ash and 1.7 g of coke were added, the mixture was mixed, placed in a fireclay crucible and melted in an electric furnace at a temperature of 1300 o C for 45 minutes.
В результате плавки получено 5,09 г целевого тяжелого сплава, содержащего (по данным спектрального анализа): 4,8% - платины, 4,5% - палладия, 1,8% - родия, 1,0% - иридия, 3,7% - рутения, 1,5% - золота, 10,2% - серебра. Сплав подобного состава может быть подвергнут аффинажу с использованием известных методов. При плавке было также получено 7,2 г шлака, не содержащего (по данным спектрального анализа) МПГ и золота. As a result of smelting, 5.09 g of the target heavy alloy was obtained, containing (according to spectral analysis): 4.8% - platinum, 4.5% - palladium, 1.8% - rhodium, 1.0% - iridium, 3, 7% - ruthenium, 1.5% - gold, 10.2% - silver. An alloy of a similar composition can be refined using known methods. During smelting, 7.2 g of slag was also obtained that did not contain (according to spectral analysis) PGM and gold.
Азотнокислый серебросодержащий раствор подвергли гидролитической очистке от металлов-примесей. Для этого к 60 мл исходного раствора при температуре 60oC добавляли раствор щелочи (3N NaOH) до достижения pH = 3,0. Расход раствора щелочи составил 43 мл.Silver nitrate solution was subjected to hydrolytic purification from impurity metals. For this, an alkali solution (3N NaOH) was added to 60 ml of the initial solution at a temperature of 60 ° C until a pH of 3.0 was reached. The alkali solution flow rate was 43 ml.
Осадок гидроксидов, в который из раствора перешла большая часть МПГ, около 85% железа, 10% меди, 11% свинца, 7% висмута, 40% селена, 90% теллура и 2,1% серебра, отфильтровали, высушили и подвергли обогатительной плавке. Для этого к 2,68 г осадка гидроксидов добавили 1 г кальцинированной соды, 0,5 г силикатно-натриевого стекла, 0,3 г коксика. Компоненты шихты перемешали, поместили в алундовый тигель и подвергли плавке в электропечи при температуре 1300oC в течение 30 минут.The hydroxide precipitate, into which most of the PGM, about 85% iron, 10% copper, 11% lead, 7% bismuth, 40% selenium, 90% tellurium and 2.1% silver, passed from the solution was filtered, dried and subjected to concentration dressing . For this, 1 g of soda ash, 0.5 g of sodium silicate glass, 0.3 g of coke was added to 2.68 g of a hydroxide precipitate. The components of the mixture were mixed, placed in an alundum crucible and subjected to melting in an electric furnace at a temperature of 1300 o C for 30 minutes.
В результате плавки получено 0,956 г целевого тяжелого сплава, содержащего 8,26 % МПГ и золота, 31,3% серебра, 31% теллура, 10,4% селена, 15,6% свинца и 2,1% меди. Данный сплав может быть подвергнут аффинажу с использованием известных методов как концентрат платиновых металлов. При плавке было получено 1,5 г шлака, не содержащего МПГ, золота и серебра. The smelting obtained 0.956 g of the target heavy alloy containing 8.26% PGM and gold, 31.3% silver, 31% tellurium, 10.4% selenium, 15.6% lead and 2.1% copper. This alloy can be refined using known methods as a platinum metal concentrate. During smelting, 1.5 g of slag free of PGM, gold and silver was obtained.
В качестве третьего целевого продукта, который может быть далее направлен на осаждение серебра с использованием различных известных методов, получено 100 мл раствора, содержащего, г/л: Ag - 141,7; Pt - 0,022; Pd - 0,32; Rh - 0,052; Ir - 0,115; Ru - 0,053; Au - 0,095; Pb -37,7; Cu - 2,1; Se - 4,5; Te - 0,76; Fe - 0,04; Bi - 2,3; Sn - 1,0. As the third target product, which can be further directed to the deposition of silver using various known methods, 100 ml of a solution containing, g / l: Ag - 141.7; Pt - 0.022; Pd 0.32; Rh 0.052; Ir 0.115; Ru - 0.053; Au - 0.095; Pb -37.7; Cu - 2.1; Se - 4.5; Te - 0.76; Fe - 0.04; Bi - 2.3; Sn is 1.0.
Таким образом, прямое извлечение серебра в нитратный раствор из исходного продукта - КП при использовании заявляемого способа составило 95,8% (с учетом запуска на азотнокислое растворение 50% массы полученного при плавке сплава с преимущественным содержанием серебра). Прямое извлечение МПГ и золота (в сумме) в целевые сплавы из исходного КП составило 93,6%. Thus, the direct extraction of silver into a nitrate solution from the initial product — KP using the proposed method amounted to 95.8% (taking into account the launch on nitric acid dissolution of 50% of the mass obtained by melting the alloy with a predominant silver content). The direct extraction of PGM and gold (in total) to the target alloys from the initial KP amounted to 93.6%.
Пример 2. Взяли сплав с преимущественным содержанием серебра, полученного при плавке концентрата пыли (условия плавки см. в примере 1). Сплав содержал, %: платина - 0,80; палладий - 1,0; родий - 0,32; иридий - 0,25; рутений - 0,64; золото - 0,29; серебро - 48,1; медь - 1,0; железо - 1,0; свинец - 16,0; висмут - 1,0; селен - 4,0; теллур - 6,3; олово - 5,3; сурьма - 9,5. Example 2. We took an alloy with a predominant silver content obtained by melting a dust concentrate (for melting conditions, see Example 1). The alloy contained,%: platinum - 0.80; palladium - 1.0; rhodium - 0.32; iridium - 0.25; ruthenium - 0.64; gold - 0.29; silver - 48.1; copper - 1.0; iron - 1.0; lead - 16.0; bismuth - 1.0; selenium - 4.0; tellurium - 6.3; tin - 5.3; antimony - 9.5.
Сплав с преимущественным содержанием серебра в количестве 31,2 г поместили в алундовый тигель, добавили 20 г кальцинированной соды и подвергли рафинировочной плавке в электропечи при температуре 1150oC. Полученный расплав подвергли продувке воздухом в течение 30 минут. После отделения шлака было получено 18,6 г сплава на основе серебра, который был подвергнут грануляции в водной среде. Полученный гранулят на основе серебра имел следующий состав, %: платина - 1,02; палладий - 1,18; родий - 0,43; иридий - 0,38; рутений - 0,91; золото - 0,38; серебро - 68,8; медь - 1,3; железо - 0,09; свинец - 5,9; висмут - 0,7; селен - 4,8; теллур - 6,9; олово - 1,6; сурьма - 2,2.An alloy with a predominant silver content of 31.2 g was placed in an alundum crucible, 20 g of soda ash was added and refined in an electric furnace at a temperature of 1150 ° C. The obtained melt was blown with air for 30 minutes. After slag separation, 18.6 g of a silver-based alloy was obtained, which was subjected to granulation in an aqueous medium. The obtained silver-based granulate had the following composition,%: platinum - 1.02; palladium 1.18; rhodium - 0.43; iridium - 0.38; ruthenium - 0.91; gold - 0.38; silver - 68.8; copper - 1.3; iron - 0.09; lead - 5.9; bismuth - 0.7; selenium - 4.8; tellurium - 6.9; tin - 1.6; antimony - 2.2.
Было получено 24,5 г шлака, который содержал, %: платина - 0,24; палладий - 0,37; родий - 0,08; иридий - 0,04; рутений - 0,12; золото - 0,08; серебро - 9,0. Was obtained 24.5 g of slag, which contained,%: platinum - 0.24; palladium - 0.37; rhodium - 0.08; iridium - 0.04; ruthenium - 0.12; gold - 0.08; silver - 9.0.
Гранулят на основе серебра (18,6 г) подвергли растворению в течение двух часов в растворе азотной кислоты (64%, 14М) при температуре 80oC, с перемешиванием раствора. Отделили фильтрацией нерастворившийся осадок от азотнокислого раствора, промыли осадок водой, раствор от промывания присоединили к основному раствору.The silver-based granulate (18.6 g) was dissolved for two hours in a solution of nitric acid (64%, 14M) at a temperature of 80 ° C. with stirring of the solution. The insoluble precipitate was separated by filtration from the nitric acid solution, the precipitate was washed with water, and the washing solution was added to the main solution.
В результате было получено 50 мл азотнокислого раствора, который (по данным ICP) содержал, г/л: Pt - 0,16; Pd - 1,76; Rh - 0,2; Ir - 0,4; Ru - 0,28; Au - 0,24; Ag - 248,2; Cu - 3,7; Fe - 0,02; Pb - 18,4; Bi - 1,8; Se - 10,8; Te - 10,2; Sn - 0,6; Sb - 0,8. The result was 50 ml of nitric acid solution, which (according to ICP) contained, g / l: Pt - 0.16; Pd - 1.76; Rh 0.2; Ir 0.4; Ru - 0.28; Au 0.24; Ag - 248.2; Cu - 3.7; Fe - 0.02; Pb - 18.4; Bi - 1.8; Se - 10.8; Te is 10.2; Sn is 0.6; Sb - 0.8.
Масса нерастворившегося остатка (после сушки) составила 6,1 г. Полученный н. о. содержал, %: Pt - 3,0; Pd - 2,2; Rh - 1,1; Ir - 0,8; Ru - 2,5; Au - 0,95; Ag - 6,3; Cu - 1,0; Fe - 0,2; Pb - 3,0; Bi-0,5; Se - 5,8; Te - 12,6; Sn - 4,4; Sb - 5,9. The mass of insoluble residue (after drying) was 6.1 g. Received n. about. contained,%: Pt - 3.0; Pd 2.2; Rh is 1.1; Ir 0.8; Ru - 2.5; Au - 0.95; Ag 6.3; Cu - 1.0; Fe - 0.2; Pb - 3.0; Bi-0.5; Se - 5.8; Te is 12.6; Sn is 4.4; Sb - 5.9.
Азотнокислый серебросодержащий раствор подвергли гидролитической очистке от металлов-примесей. Для этого к 50 мл исходного раствора при температуре 60oC добавляли раствор щелочи (3N NaOH) до достижения pH = 5,0. Расход раствора щелочи составил 40 мл.Silver nitrate solution was subjected to hydrolytic purification from impurity metals. For this, an alkali solution (3N NaOH) was added to 50 ml of the initial solution at a temperature of 60 ° C. until a pH of 5.0 was reached. The alkali solution consumption was 40 ml.
После фильтрации пульпы и сушки осадка получили 1,85 г осадка гидроксидов металлов-примесей, содержащего, %: Pt - 0,27; Pd - 2,65; Rh - 0,26; Ir - 0,54; Ru - 0,29; Au - 0,18; Ag - 13,5. По способу-прототипу данный осадок перерабатывают гидрометаллургическими методами с получением концентрата платиновых металлов. After filtering the pulp and drying the precipitate, 1.85 g of a precipitate of metal hydroxide impurities were obtained, containing,%: Pt — 0.27; Pd 2.65; Rh 0.26; Ir 0.54; Ru - 0.29; Au - 0.18; Ag is 13.5. According to the prototype method, this precipitate is processed by hydrometallurgical methods to obtain a platinum metal concentrate.
В качестве третьего целевого продукта получено 86 мл раствора, содержащего, г/л: Ag - 141,4; Pt - 0,035; Pd - 0,45; Rh - 0,06; Ir-0,12; Ru - 0,10; Au - 0,10. Данный раствор согласно способу-прототипу подвергают электролизу с целью получения аффинированного серебра. As the third target product received 86 ml of a solution containing, g / l: Ag - 141.4; Pt - 0.035; Pd 0.45; Rh 0.06; Ir-0.12; Ru - 0.10; Au - 0.10. This solution according to the prototype method is subjected to electrolysis in order to obtain refined silver.
Таким образом, по способу-прототипу прямое извлечение серебра в нитратный раствор из исходного сплава с преимущественным содержанием серебра чернового серебра, полученного плавкой концентрата пыли, составило 81,1%. Прямое извлечение МПГ и золота из сплава с преимущественным содержанием серебра в нерастворившийся остаток от азотнокислого растворения гранулированного серебряного сплава и в осадок гидроксидов металлов-примесей (в сумме), составило 70,1%, что значительно ниже, чем при использовании заявляемого способа (95,8% и 93,6% соответственно). Thus, according to the prototype method, direct extraction of silver into a nitrate solution from the initial alloy with a predominant content of silver blister silver obtained by smelting dust concentrate was 81.1%. The direct extraction of PGM and gold from an alloy with a predominant silver content into the insoluble residue from the nitric dissolution of the granular silver alloy and into the precipitate of metal hydroxide impurities (in total) was 70.1%, which is significantly lower than when using the proposed method (95, 8% and 93.6%, respectively).
Claims (2)
Продукт, содержащий хлорид серебра - 40 - 60
Оксид кальция - 5 - 15
Шлак - Остальное2. The method according to claim 1, characterized in that as a flux containing alkali metal oxides, use is made of oxide slag based on sodium and calcium silicates formed in the refining production of noble metals, and the charge for melting a product containing silver chloride has the following composition, wt.%:
Product containing silver chloride - 40-60
Calcium oxide - 5 - 15
Slag - Else
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99102201A RU2164255C2 (en) | 1999-02-04 | 1999-02-04 | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99102201A RU2164255C2 (en) | 1999-02-04 | 1999-02-04 | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU99102201A RU99102201A (en) | 2000-12-27 |
| RU2164255C2 true RU2164255C2 (en) | 2001-03-20 |
Family
ID=20215472
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99102201A RU2164255C2 (en) | 1999-02-04 | 1999-02-04 | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2164255C2 (en) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2532697C2 (en) * | 2013-02-28 | 2014-11-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Method of processing silver-containing concentrates |
| RU2564187C2 (en) * | 2013-12-25 | 2015-09-27 | Открытое акционерное общество "Приокский завод цветных металлов" | Method of platinum-group metals extraction from spent catalysts on carriers out of aluminium oxide |
| RU2673590C1 (en) * | 2017-07-12 | 2018-11-28 | Общество с ограниченной ответственностью "Никелевый штейн" | Method for obtaining concentrate of precious metals from products of ore processing and secondary raw materials |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
| CN115003830A (en) * | 2020-01-30 | 2022-09-02 | 国立大学法人福井大学 | Recovery method of platinum group metal, platinum group metal-containing composition and ceramic material |
-
1999
- 1999-02-04 RU RU99102201A patent/RU2164255C2/en active
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2532697C2 (en) * | 2013-02-28 | 2014-11-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Method of processing silver-containing concentrates |
| RU2564187C2 (en) * | 2013-12-25 | 2015-09-27 | Открытое акционерное общество "Приокский завод цветных металлов" | Method of platinum-group metals extraction from spent catalysts on carriers out of aluminium oxide |
| RU2673590C1 (en) * | 2017-07-12 | 2018-11-28 | Общество с ограниченной ответственностью "Никелевый штейн" | Method for obtaining concentrate of precious metals from products of ore processing and secondary raw materials |
| CN115003830A (en) * | 2020-01-30 | 2022-09-02 | 国立大学法人福井大学 | Recovery method of platinum group metal, platinum group metal-containing composition and ceramic material |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
| US11578386B2 (en) | 2020-08-18 | 2023-02-14 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| SE537159C2 (en) | Process for recovering precious metals from slag from precious metal smelting | |
| CN102534244A (en) | Method for concentrating precious metal from low-grade precious metal material | |
| CN102061395B (en) | Smelting and separating method of noble lead | |
| CN101994013B (en) | Copper scum smelting process | |
| RU2164255C2 (en) | Method of recovery of noble metals from products containing silver chloride, metals of platinum group and gold | |
| CN113528850B (en) | Method for purifying gold by controlling potential | |
| US20120144959A1 (en) | Smelting method | |
| JPS6139383B2 (en) | ||
| CA1069704A (en) | Extraction and purification of silver | |
| RU2673590C1 (en) | Method for obtaining concentrate of precious metals from products of ore processing and secondary raw materials | |
| JPH0781172B2 (en) | Silver refining ore mud purification method | |
| RU2306347C1 (en) | Method of processing catalysts containing platinum metals and rhenium on aluminum oxide carriers | |
| JPH10280059A (en) | Separation of gold and silver from noble metal alloy | |
| RU2180008C2 (en) | Method of processing noble metal concentrate | |
| RU2104320C1 (en) | Method for processing products contained ruthenium and iridium | |
| RU99102201A (en) | METHOD FOR EXTRACTING NOBLE METALS FROM PRODUCTS CONTAINING SILVER CHLORIDE, PLATINUM METALS AND GOLD | |
| RU2110594C1 (en) | Method of recovering precious metals from intermediate products | |
| RU2153014C1 (en) | Method of processing chloride slag containing noble metals | |
| JP2021025070A (en) | Method of treating seleno sulfate solution | |
| RU2376395C1 (en) | Method of processing of dust from refining production | |
| RU2156317C2 (en) | Method of recovering gold from gold-containing material | |
| RU2096506C1 (en) | Method of recovering silver from materials containing silver chloride, gold and platinum group metal admixtures | |
| RU2096507C1 (en) | Method of processing chloride slag containing precious metals | |
| RU2150521C1 (en) | Method of processing chloride slag containing precious metals | |
| RU2355792C2 (en) | Method of products reprocessing, containing chalcogenides of base metals, lead, platinum metals, gold and silver |