[go: up one dir, main page]

RU2196839C2 - Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты) - Google Patents

Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты) Download PDF

Info

Publication number
RU2196839C2
RU2196839C2 RU2000123626A RU2000123626A RU2196839C2 RU 2196839 C2 RU2196839 C2 RU 2196839C2 RU 2000123626 A RU2000123626 A RU 2000123626A RU 2000123626 A RU2000123626 A RU 2000123626A RU 2196839 C2 RU2196839 C2 RU 2196839C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
gold
silver
lead
alloy
stage
Prior art date
Application number
RU2000123626A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2000123626A (ru
Inventor
Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов
Виталий Константинович Сухов
Леонид Фомич Козин
Анатолий Дмитриевич Коростин
Алексей Николаевич Тихомиров
Original Assignee
Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов
Виталий Константинович Сухов
Леонид Фомич Козин
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов, Виталий Константинович Сухов, Леонид Фомич Козин filed Critical Фирдавис Ягудинович Фаррахутдинов
Priority to RU2000123626A priority Critical patent/RU2196839C2/ru
Publication of RU2000123626A publication Critical patent/RU2000123626A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2196839C2 publication Critical patent/RU2196839C2/ru

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к извлечению высокочистого золота из свинец- и сульфидсодержащих шлихов, а также разделению сплавов золота с серебром с получением металлов. Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота включает термическую обработку шихты с получением свинец-серебряного сплава и отделение сплава от расплава солей. При этом исходный материал шихтуют с гидроксидом натрия или калия при соотношении компонентов 1:1-1,2 с добавкой 2,5-3,0% измельченного угля или кокса и термически обрабатывают, образующийся золото-серебро-свинцовый сплав подвергают селективному двухстадийному разделению компонентов сплава в электролизере с растворимыми стационарными анодами из свинцового сплава электролизом уксусно-хлорнокислого свинецсодержащего электролита с выделением катодного свинца на 1-й стадии с получением золото-серебряного остатка, затем на 2-й стадии из порошкообразного золото-серебряного остатка селективно выделяют серебро электролизом уксусно-хлорнокислого серебросодержащего электролита в электролизере с растворимыми перемешиваемыми анодами с выделением катодного металлического серебра и получением в анодном остатке дисперсного золота, после плавки которого в смеси с порошкообразным флюсом состава, %: B2O3 12-15, Na2B4O7 20-30, Na4P2O7 15-17, Na2CO3 4-15, Na2Si2O5 5-14, NaBr 10-20, KNO3 15-20, Na2O2 3-5, получают золото высокой чистоты 99,9-99,999 мас.% Технический результат заключается в повышении степени извлечения золота и серебра и снижении расхода реагентов. 3 с. и 5 з.п. ф-лы, 4 табл., 3 ил.

Description

Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к технологии извлечения высокочистого золота из свинец- и сульфидсодержащих шлихов, а также разделения сплавов золота с серебром с получением золота и серебра высокой чистоты.
Шлиховое золото, получаемое методами гравитационного обогащения руд на центробежных гравиконцентраторах, драгах, при последующем обогащении на концентрационных столах и других устройствах, обычно доводится в зависимости от природы руд до следующего состава, мас. %: золота 40-90; серебра 4-40; свинца, сурьмы и мышьяка в сумме 1-6, магнетита (Fе3O4), ильменита (FеТiO3), циркона (ZrSiO4), граната (Fе3Аl2(SiO4)3) 2-5. При переработке золото-серебросодержащих свинец-сульфидных руд содержание золота в шлихах, получаемых гравитационным обогащением, составляет 0,223-0,642 г/т (0,02-0,06% золота). В этом случае при последующем концентрировании на концентрационных столах содержание золота достигает 30-40%, серебра 10-12%, а содержание свинца в сульфидах возрастает до 38-50%. Сульфиды шлихов окисляют кислородом воздуха с образованием двуокиси серы, оксидов свинца и металлического свинца, которые отгоняют часто прямо в атмосферу. Поэтому сульфид- и свинецсодержащие шлихи сложны для переработки известными методами и являются химически наиболее опасными источниками загрязнения атмосферы, водоемов и поверхности земли свинцом.
Известен двухстадийный пирометаллургический способ извлечения золота и серебра из гравитационного концентрата [1]. На первой стадии концентрат подвергают окислительному обжигу при температуре 600-750oС в течение 10-15 ч с получением огарка. На второй стадии огарок шихтуют с селитрой (NaNO3) и бурой (Na2B4O7), до следующего соотношения компонентов в шихте, мас. %: огарок 35-43, селитра 35-43, бура 20-30 и проводят плавку в индукционной печи при 1100-1200oС с получением шлихового золота, содержащего 34,40% золота, 5,70% серебра и более 59% примесей черных и цветных металлов.
К недостаткам способа относится: двухстадийность и длительность процесса извлечения золота из гравиконцентрата в огарок (10-15 ч), низкое содержание золота в сплаве (шлихе) и высокое содержание сопутствующих примесей черных и цветных металлов.
Известен способ переработки шлихового золота, включающий расплавление исходных шлихов с получением сплава с массовым отношением золота к серебру 4 к 1, гранулирование сплава и выщелачивание серебра царской водкой [2].
К недостаткам способа относится:
- низкая степень извлечения золота (30,0-86,0%) при переработке гравитационных концентратов и распространенного в природе шлихового золота с массовым отношением золота и серебра, равным 4 к 9;
- для достижения более высокого извлечения золота, достигающего 99,0-99,7%, в шлиховое золото вводят дополнительные количества оборотного золота, перед расплавлением под флюсом и грануляцией шлихов, до соотношения золото: серебро = 11,8-5,45: 1, с последующим выщелачиванием царской водкой, что приводит к дополнительному загрязнению окружающей среды окислами азота, удорожает переработку шлихов и увеличивает себестоимость золота в два раза.
Известен способ переработки шлихового золота, включающий введение в исходные шлихи или слитки золота и серебра добавки 10-60% меди от массы серебра, расплавление исходных шлихов и слитков с получением медьсодержащего золото-серебряного сплава, гранулирование сплава и выщелачивание серебра и меди царской водкой при 75-60oС [3].
К недостаткам способа относится:
- введение в золотосеребряный сплав меди усложняет процесс переработки шлихов, приводит к увеличению расхода азотной и соляной кислот, дополнительному загрязнению окружающей среды окислами азота, увеличению длительности процесса переработки шлихов из-за необходимости растворения металлической меди, что удорожает переработку шлихов и увеличивает себестоимость золота.
Известен гидрометаллургический способ извлечения золота, серебра, платины и палладия преимущественно из свинцовых сплавов "Доре" [4]. Сущность изобретения заключается в следующем: на первой стадии золото-серебросодержащий свинцовый сплав плавят под флюсом, разливают в изложницы, анализируют, подбирают слитки для грануляции с содержанием золота, меньшим 10% и его гранулируют. Затем проводят растворение гранул в растворе азотной кислоты (вторая стадия). При этом серебро, свинец, медь, цинк и частично палладий растворяются в азотной кислоте, а золото, платина и частично палладий, а также β-оловянная кислота остаются в нерастворимом остатке. Серебросодержащий азотнокислый раствор очищают от примесей путем осаждения их в виде гидроксидов меди (II), свинца (II), цинка и др. при рН не выше 7 (третья стадия). Полученную пульпу отфильтровывают, фильтрат - раствор азотнокислого серебра направляют на электролиз серебра (четвертая стадия), катодные осадки серебра плавят и разливают в слитки. На пятой стадии нерастворимый остаток, содержащий золото, платину и частично палладий, прокаливают при 400oС в течение 10 ч. При этом β-оловянная кислота обезвоживается и превращается в оксид олова. Прокаленный остаток растворяют в растворе царской водки с последующим удалением избытка азотной кислоты мочевиной, не растворившийся остаток отфильтровывают, золото в фильтрате восстанавливают до металла сернокислым железом (II), отфильтровывают, промывают горячей водой, сушат и плавят в слизки. На шестой стадии в обеззолоченные растворы добавляют соляную кислоту до 10%, раствор подогревают до 80-100oС и осаждают сульфиды платины и палладия с помощью насыщенного раствора тиосульфата натрия. Сульфиды отфильтровывают, промывают горячей водой, сушат и плавят.
К недостаткам способа относится:
- многостадийность процесса, который содержит более шести многозвенных стадий, палладий растворим в азотной кислоте, что приводит к его размазыванию по продуктам передела,
- не приведены количественные характеристики серебра, получаемого электролизом,
- золото, выделяемое из раствора восстановлением сульфатом железа (II), должно иметь значительные содержания сопутствующих примесей платины и палладия из-за их совместного соосаждения с золотом,
- использование в процессе растворения примесей царской водки приносит ущерб окружающей среде из-за выбросов оксидов азота в атмосферу,
- не приведены данные о степени извлечения серебра и золота из исходного сырья.
Наиболее близким по совокупности признаков к заявляемому изобретению является пирометаллургический способ извлечения золота из шлихов и горнорудного сырья (прототип) [5]. На первой стадии горнорудное сырье измельчают, добавляют в качестве коллектора золота зернистый свинец или галенит (PbS) или зернистый сплав свинца с серебром (PbAgx) в количестве 30% от массы исходного материала, а в качестве дополнительных агентов используют щелочной натрий или калий, или смесь щелочного натрия с щелочным калием, в три раза превышающую массу исходного материала и галенита. Далее полученную шихту нагревают до 500oС и выдерживают в течение 1,5 ч. Затем через расплав пропускают воду, жидкую часть сливают, из твердого остатка выделяют сплав золота со свинцом (веркблей) растворов соляной кислоты. Общее извлечение золота в сплав составляет 95,3%.
К недостаткам способа относится:
- многостадийность процесса, который не приводит к получению конечных чистых продуктов - золота, серебра и свинца,
- пропускание через расплав воды, что приводит к образованию больших количеств пара и уносу тонкодисперсных частиц свинца (а с ними золота и серебра) и загрязнению окружающей среды,
- создание больших количеств жидких солянокислых отходов, что также наносит вред окружающей среде,
- низкое извлечение золота в веркблей - сплав золота со свинцом,
- необычайно большой расход реагентов - щелочного натрия или калия, или смеси щелочного натрия с щелочным калием, которые в три раза превышают массу исходного материала и галенита.
В основу изобретения поставлена задача повышения извлечения золота и серебра из свинец-сульфидных шлихов золота, снижения расхода реагентов - едких натрия или калия путем приготовления шихты свинец- и сульфидсодержащих шлихов (концентратов) золота с последующей термической обработкой шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, который отделяют от расплава солей, подвергают селективному разделению на компоненты электролизом в уксусно-хлорнокислых растворах в условиях, позволяющих обеспечить выделение металлических свинца, серебра и дисперсного золота, плавкой золота с порошкообразным флюсом и получением золота высокой чистоты.
Техническим результатом изобретения является повышение степени извлечения золота из свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, раздельное получение высокочистого золота, катодного металлического серебра и свинца, снижение расхода реагентов и устранение загрязнения окружающей среды.
Технический результат достигается способом (вариантами) переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, включающим приготовление шихты с гидроксидом натрия или калия, термическую обработку шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава от расплава солей, селективное разделение компонентов сплава, согласно изобретению исходный материал шихтуют с гидроксидом натрия или калия при соотношении компонентов 1:1-1,2 с добавкой 2,5-3,0% измельченного угля или кокса, образующийся после термической обработки золото-серебро-свинцовый сплав подвергают селективному разделению компонентов двухстадийным электролизом в уксусно-хлорнокислых электролитах в электролизерах с растворимыми анодами с выделением свинца на первой стадии, затем серебра на второй стадии с получением дисперсного золота и его плавкой в смеси с порошкообразным флюсом с получением золота высокой чистоты 99,9-99,999 мас.%.
А также тем, что термическую обработку ведут при 500-650oС в течение 1 часа при перемешивании с получением золото-серебро-свинцового сплава с извлечением золота и серебра 99,7-99,8 и 99,6-99,95% соответственно.
А также тем, что выделение свинца из свинец-золото-серебряного сплава проводят на 1-й стадии электролиза в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: Рb(СlO4)2 50-75; HClO4 20-150, СН3СООН 20-60, при анодной плотности тока 400-700 А/м2 и катодной плотности тока 400-900 А/м2 и температуре 20-60oС.
А также тем, что выделение серебра из остатков после анодного растворения свинца проводят на второй стадии электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: AgClO4 40-100, HClO4 10-160, СН3СООН 20-60 в электролизере при анодной плотности тока 200-400 А/м2 и катодной плотности - 500-800 А/м2 и температуре 20-60oС до изменения потенциалов электродов от значения 0,75 В до 0,90-1,1 В (относительно стандартного водородного электрода).
А также тем, что дисперсное золото после выделения серебра на 2-й стадии электролиза плавят в смеси с порошкообразным флюсом состава, %: В2O312-15; Na2B4O7 20-30; Na4P2O7 15-17; Na2CO3 4-15; Na2Si2O5 5-14; NaBr 10-20; KNO3 15-20; Nа2О2 3-5, с получением высокочистого золота 99,9-99,999 мас.%.
Технический результат достигается способом переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, включающим термическую обработку шихту с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава от расплава солей, селективное разделение компонентов с получением высокочистого золота, согласно изобретению разделение компонентов ведут двухстадийным электролизом, при этом выделение свинца из свинец-золото-серебряного сплава производят анодным растворением на 1-й стадии электролиза в диафрагменном электролизере с графитовыми токоподводящими анодами и торцевыми катодами.
А также тем, что после выделения свинца вторую стадию ведут с размещением в анодных пространствах электролизера сменных емкостей, в которые помещают золото-серебросодержащие остатки после анодного растворения свинца на 1-й стадии.
Технический результат достигается способом переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, включающим термическую обработку шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава от расплава солей, селективное разделение компонентов сплава с получением высокочистого золота, согласно изобретению разделение компонентов ведут двухстадийным электролизом, а выделение серебра из золото-серебросодержащего остатка, полученного после первой стадии путем анодного растворения свинца, производят на 2-й стадии электролиза в электролизере с перемешиваемым порошкообразным анодом и торцевыми катодами с получением катодного металлического серебра и дисперсного золота в остатке. Способ осуществляют в соответствии с технологической схемой (см. ниже фиг. 1) следующим образом. Шихту готовят из свинец-сульфидных шлихов золота с добавлением реагента - щелочного натрия или калия, при соотношении к шлихам 1-1,2:1, а также дополнительным введением 2,5-3,0% кокса по отношению к шлихам. Приготовленную шихту нагревают до 500-650oС, выдерживают в течение 10-20 минут до прекращения выделения паров воды в соответствии с уравнениями:
Figure 00000002

Figure 00000003

Figure 00000004

Далее температуру повышают до 600-650oС при перемешивании со скоростью нагрева (10oС/мин), выдерживают в течение 30 мин, при этом образуется расплавленная масса сульфидов и гидросульфидов натрия и карбонатов натрия по уравнениям
Figure 00000005

Figure 00000006

Figure 00000007

В результате протекания окислительно-восстановительных реакций сульфид свинца восстанавливается до металлического состояния. При большом избытке галенита (PbS) по отношению к NaOH (1:0,5) возможно протекание следующих реакций:
Figure 00000008

Figure 00000009

Figure 00000010

Figure 00000011

Затем расплав отстаивают в течение 10-20 мин и отделяют жидкий расплав солей от тройного свинец-, золото- и серебросодержащего металлического сплава, образующегося по уравнению
nPbo+Au(Ag)x-->Pbno[Au(Ag)x]. (11)
Свинцовый сплав Pbno[Au(Ag)x] разливают в изложницы и подвергают дальнейшей переработке электролизом (см. ниже). Масс-спектрометрический анализ сплава показал, что в зависимости от природы исходного сырья содержание свинца в тройном свинец-, золото- и серебросодержащем металлическом сплаве составляет 48-50%, золота от 7,7 до 38-40%, серебра от 2,6 до 10-12%, а содержание платиноидов (платины, палладия, родия) может достигать от 0,0001 до 0,3%.
Разделение тройного свинец-, золото- и серебросодержащего сплава на составляющие его компоненты проводили по схеме, приведенной на фиг.1. Извлекали свинец из сплава электролизом в электролизере приведенном на фиг.2, в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: Рb(СlO4)2 50-75; HClO4 20-150; СН3СООН 20-60, а серебро из золото-серебряных остатков после анодного растворения свинца, подвергали электролизу в электролизере, конструкция которого приведена на фиг.3, с перемешиванием золото-серебряных остатков, выделяли в электролите состава, г/л: AgClO4 40-100; HClO4 10-160; СН3СООН 20-60, с получением в конце электролиза дисперсного золота, которое извлекали из анодного пространства и плавили с порошкообразным флюсом (обладающим окислительными свойствами по отношению к примесям золота) следующего состава, %: В2О3 12-15, Na2B4O7 20-30, Na4P2O7 15-17, Nа2СО3 4-15, Na2Si2O5 5-14, NaBr 10-20, КNО3 15-20, Na2O2 3-5 с получением высокочистого золота 99,99-99,999 мас.%.
Предлагаемый способ благодаря существенным признакам обеспечивает снижение расхода гидроксидов натрия или калия, повышает извлечение золота и серебра, упрощает процесс получения этих металлов, увеличивает чистоту извлекаемых золота и серебра, позволяет извлечь свинец в металлическом виде и является экологически чистым.
Примеры выполнения способа.
Пример 1. Предлагаемый способ испытан на шлихах золота, получаемых из руд Мужиевского месторождения, содержащих каолинит (49%), кварц (39%), окись железа (3,2%), барит (2,8%), гидроксид железа (1,17%), церуссит (1,96%}, слюду (0,66%) и полевой шпат (0,23%). Содержание золота и серебра в богатых рудах составляет 16,9-66,3 г/т, глинисто-кварцевых 6,7 г/т и рядовых рудах 8,4 г/т. В целом среднее содержание компонентов для собственно золотых руд Мужиевского месторождения составляет, г/т: золота 5,6; свинца 1000; цинка 500; меди 500; мышьяка 100; серебра 19,2; барита от 3 до 33 кг/т.
В примере 1 использовали шлихи золота после гравитационного обогащения с содержанием золота 3,755 кг/т, серебра 5,12 кг/т и сульфида свинца - 52,844% Pb. Шлихи в количестве 100 г загружают в тигельную печь и шихтуют добавлением 100 г едкого натра и введением 2,5% кокса по отношению к шлихам. Содержимое тигельной печи тщательно перемешивают, нагревают до 500oС при перемешивании, выдерживают в течение 10 минут до прекращения выделения паров воды в соответствии с уравнениями (1)-(3), далее температуру постепенно повышают до 600oС со скоростью нагрева 10oС/мин и выдерживают 30 мин при перемешивании. Расплав отстаивают 10 мин и отделяют жидкий плав солей от тройного свинец-, золото- и серебросодержащего металлического сплава Pbno[Au(Ag)x] и разливают в изложницы. Проведенный масс-спектрометрический анализ сплава показал, что содержание свинца в сплаве составляет 50%, золота 40%, серебра до 10%, а содержание платиноидов (платины, палладия, родия) - по 0,0001% каждого. Извлечение золота и серебра в свинцовый сплав составило 99,7 и 99,6% соответственно.
Выделение свинца из полученного сплава проводили электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: Рb(СlO4)2 75; HClO4 150; СН3СООН 60. Конструкция диафрагменного электролизера приведена на фиг.2. Электролизер изготавливается из оргстекла и состоит из корпуса 1, титановых токоподводов 2 к контактным анодам 10 из спектрально-чистого (или реакторного МПГ) графита, анодов-слитков из разделяемого золотосодержащего сплава 3, которые устанавливаются, а в случае гранулированного сплава насыпаются, на графитовые токоподводящиие контактные аноды 10 анодного пространства 4 в которое помещается электролит 5. Электролизер снабжен диафрагмами 6 из хлорвиниловой или другой кислотностойкой ткани, препятствующей катафоретическому переносу частиц шлама, образующегося на поверхности по мере растворения анода, и включению их в катодный осадок, катодного пространства 7 с электролитом 8. Катодные осадки в процессе электролиза растут на титановых катодных токоподводящих штырях 12, расположенных в днище катодного пространства электролизера 11. Торцы катодных штырей 12 защищены от соприкосновения с раствором электролита спектрально-чистым (или реакторным МПГ-6) графитом. Электролиз проводили при анодной плотности тока 400-700 А/м2 и катодной плотности плотности тока 400-900 А/м2 и температуре 20-60oС. В процессе электролиза свинец выделялся на торцевых катодах 12 в виде крупнокристаллических дендритов 9. Катодный выход свинца по току составлял 99,9-99,99%. В остатке оставались серебро, золото и платиноиды. Результаты масс-спектрометрического анализа катодного свинца приведены в табл. 1.
Рыхлые анодные остатки, сохраняющие форму исходных слитков, после удаления свинца электролизом осторожно извлекали, промывали горячей водой и переносили в электролизер для извлечения серебра. Извлечение серебра из этих остатков проводили электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: АgСlO4 100; HClO4 160; СН3СООН 60. Конструкция электролизера для извлечения серебра из остатков приведена на фиг.3. Электролизер изготавливается из оргстекла и состоит из корпуса 1, содержит левую и правую емкости 2, изготавливаемые из оргстекла, для золото-серебряных остатков 3, перемешиваемых лопастными мешалками 4, с целью более полного удаления серебра из золото-серебряных остатков электролизом. Лопастные мешалки 4 приводятся в движение со скоростью 20-30 об/мин электромоторами с редукторами (не показаны). Емкости 2 достаточно плотно входят в анодные пространства 5 с электролитом. Электрический ток к золото-серебряным остаткам в емкости 2 подводится с помощью изолированных от раствора полиэтиленом титановых токоподводов 6 со стопорными гайками 7. Концы токоподводов защищены от соприкосновения с раствором электролита анодных пространств 5 наконечниками из реакторного (МПГ-6) графита 14. Токоподвод плотно упирается в днище емкости 2 из оргстекла, в которое методом термического нагрева "впаяна" стеклографитовая ткань 15, улучшающая электрический контакт с золото-серебряным остатком. Электролизер снабжен диафрагмами 8 из хлорвиниловой или другой кислотно-стойкой ткани, препятствующей катафоретическому переносу частиц из золотосодержащего остатка по мере растворения из него серебра и включения частиц в катодный осадок 13 катодного пространства 9 с электролитом 10. Катодные осадки 13 в процессе электролиза растут на титановых катодных штырях 16, расположенных в днище катодного пространства электролизера. Торцы катодных штырей 16 защищены от соприкосновения с раствором электролита контактными колпачками 11 из спектрально-чистого (или реакторного МПГ-6) графита. После завершения электролиза по извлечению серебра емкости 2 анодных пространств, содержащие дисперсное золото, извлекают с помощью рукояток 12.
Электролиз проводят при анодной плотности тока 200-400 А/м2 и катодной плотности - 500-800 А/м2 и температуре 20-60oС до изменения потенциалов электродов от значения 0,75 В до 0,90 В (относительно стандартного водородного электрода). Серебро из уксусно-хлорнокислого электролита также выделялось на катоде в виде крупнокристаллических дендритов. Катодный выход серебра по току составлял 99,99-100,0%.
Результаты масс-спектрометрического анализа катодных осадков серебра приведены в табл. 2. Как видно, содержание примесей по данным анализа составляло, %: алюминия 1,02•10-4, кремния 1,0•10-4, меди 3,0•10-4, свинца меньше 1,0•10-5, золота 5,0•10-4, железа меньше 3,0•10-5, палладия 3,0•10-3.
Суммарное содержание анализируемых примесей составляет 4,0•10-3%, а содержание основного металла - серебра по анализируемым примесям -99,996%.
Остаток в емкости 2 после анодного растворения серебра электролизом, представляющий собой дисперсное золото, извлекали из анодного пространства 5 вместе с емкостью 2, серебросодержащий электролит сливали. Дисперсное золото извлекали из анодного пространства, трехкратно промывали дистиллированной водой, сушили и отбирали пробу для анализа на содержание примесей в золоте. Результаты масс-спектрометрического анализа дисперсного золота приведены в табл. 3.
Дисперсное золото для получения компактного золота и дополнительного удаления примеси серебра и меди плавили с порошкообразным флюсом состава, %: В2О3 15, Na2B4O7 20, Na4P2O7 17, Na2CO3 15, Na2Si2O5 10, NaBr 10, КNО3 10, Na2O2 3. Температура плавления флюса составляла 700oС. Дисперсное золото смешивали с порошкообразным флюсом и постепенно температуру повышали до 1200oС и выдерживали при перемешивании в течение 30 мин. Флюс сливали и золото разливали в нагретые изложницы.
Результаты масс-спектрометрического анализа плавленного дисперсного золота приведены в табл. 4, Как видно, содержание примесей в монолитном золоте по данным анализа составляло, %: серебра 1,0•10-4, меди 1,4•10-4, платины 3,0•10-5, палладия 2,6•10-5, родия 1,0•10-5, осмия меньше 1,0•10-5, рутения 1,0•10-5. Суммарное содержание примесей составило 3,1•10-4%, а содержание основного металла - золота при учете анализируемых примесей составило 99,99969%.
Пример 2. Исходные шлихи золота (77,02 кг/т), содержащие также серебро (105,018 кг/т) и сульфид свинца (42,547%), в количестве 100 г загружают в тигельную печь и шихтуют добавлением 120 г гидросида калия и введением 2,75% кокса по отношению к шлихам. Процесс осуществляют аналогично примеру 1, но температуру после нагрева до 500oC повышают до 650oC. Расплав солей отстаивают в течение 20 мин и сплав свинца отделяют от шлака. Проведенный масс-спектрометрический анализ сплава показал, что содержание свинца в сплаве составляет 48,998%, золота 21,54%, серебра 29,46%, а содержание платиноидов (платины, палладия, родия) - по 0,0001% каждого. Извлечение золота и серебра в свинцовый сплав составило 99,7 и 99,8% соответственно.
Выделение свинца из полученного сплава проводили электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: Pb(ClO4)2 50; HClO4 20; СН3СООН 20 в электролизере, конструкция которого представлена на фиг.2. Электролиз проводили при анодной и катодной плотности тока, равной 400 и 400-500 А/м2 соответственно, и температуре 40oС. Катодный выход свинца по току составлял 99,8-99,99%. Результаты масс-спектрометрического анализа катодного свинца, полученного в примере 2, приведены в табл. 1. Как видно, содержание примесей в катодном свинце по данным анализа составляло, %: серебра 8,0•10-6, висмута 4,3•10-6, меди 5,0•10-4, цинка 1,0•10-6, мышьяка 5,0•10-4, сурьмы 2,0•10-4, железа 1,0•10-4, магния 2,0•10-5. Суммарное содержание анализируемых примесей в катодном свинце составило 1,33•10-3%, а основного металла-свинца 99,9986%.
Извлечение серебра из остатков после выделения свинца проводили электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: АgСlO4 70; НСlO4 85; СН3СООН 40, в электролизере, конструкция которого приведена на фиг.3. Электролиз проводили при анодной плотности тока 400 А/м2 и катодной плотности 500 А/м2 и температуре 60oC. Катодный выход серебра по току составлял 100,0%.
Результаты масс-спектрометрического анализа катодных осадков серебра приведены в табл. 2. Как видно, содержание примесей сопутствующих серебру по данным анализа составляло, %: алюминия 1,02•10-4, кремния 1,0•10-4, меди 2,0•10-4, свинца меньше 1,0•10-5, золота 1,0•10-4, железа меньше 4,0•10-5, палладия 3,0•10-3. Суммарное содержание анализируемых примесей составило 3,5•10-3%, а основного металла - серебра 99,9965%.
Дисперсное золото, извлекала из анодного пространства, трехкратно промывали дистиллированной водой, сушили и отбирали пробу для анализа на содержание примесей в золоте. Результаты масс-спектрометрического анализа дисперсного золота приведены в табл. 3. Как видно, содержание примесей в дисперсном золоте по данным анализа составляло, %: серебра 1,9•10-3, железа меньше 4,0•10-4, меди 3,0•10-4, платины 4,0•10-5, палладия 2,0•10-5, родия и осмия по 1,0•10-5. Суммарное содержание примесей в образце второго примера составило 2,2•10-3%, а содержание основного металла - золота по анализируемым примесям - 99,997%.
Дисперсное золото для получения компактного золота и дополнительного удаления примеси серебра и меди плавили с флюсом следующего состава, %: В2О3 12, Na2B4O7 30, Na4P2O7 15, Na2CO3 4, Na2Si2O5 5, NaBr 15, KNO3 15, Na2O2 4. Температура плавления флюса составляла 794oС. Дисперсное золото смешивали с порошкообразным флюсом, температуру постепенно повышали до 1200oC и выдерживали при перемешивании в течение 30 мин. Флюс сливали и золото разливали в нагретые изложницы.
Результаты масс-спектрометрического анализа плавленного дисперсного золота приведены в табл. 4. Как видно, содержание примесей в монолитном золоте по данным анализа составляло, %: серебра 1,0•10-4, меди 1,0•10-4, платины 4,0•10-5, палладия 1,9•10-5, родия и рутения по 1,0•10-5, осмия меньше 1,0•10-5. Суммарное содержание примесей составляло 2,7•10-4%, а содержание золота по анализируемым примесям -99,99973%.
Пример 3. Исходные шлихи золота (222,80 кг/т), содержащие также серебро (304,7 кг/т) и сульфид свинца (24,97% Pb), в количестве 100 г загружают в тигельную печь и шихтуют добавлением 100 г едкого натра и введением 3,0% измельченного угля по отношению к шлихам. Процесс осуществляют аналогично примеру 2, но температуру после нагрева до 500oС повышают до 780oС. Сплав отделяют от шлака. Проведенный масс-спектрометрический анализ сплава показал, что содержание компонентов в сплаве составляет, %: свинца 29,45, золота 29,80%, серебра 40,749%, а содержание платины, палладия, родия - по 0,0002% каждого. Извлечение золота и серебра в свинцовый сплав составило 99,8 и 99,95% соответственно.
Выделение свинца из полученного сплава проводили электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: Рb(СlO4)2 50; HClO4 150; СН3СООН 60 в электролизере, представленном на фиг.2. Электролиз проводили при анодной плотности тока 700 А/м2, катодной плотности тока 900 А/м2 и температуре 50oC. Результаты масс-спектрометрического анализа катодного свинца (пример 3) приведены в табл. 1. Как видно, содержание примесей по данным анализа составляло, %: серебра 3,0•10-6, висмута 1,7•10-6, меди 1,0•10-3, цинка 2,0•10-6, мышьяка 1,0•10-4, сурьмы 3,0•10-4, железа 1,0•10-4, магния 5,0•10-5.
Извлечение серебра из остатков после выделения свинца проводили электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: АgСlO4 40; HClO4 10; СН3СООН 20, в электролизере, конструкция которого представлена на фиг.3. Электролиз проводили при анодной плотности тока 400 А/м2 и катодной плотности 500 А/м2 и температуре 60oС. Катодный выход серебра по току составлял 100,0%.
Результаты масс-спектрометрического анализа катодных осадков серебра приведены в табл. 2. Как видно, содержание примесей по данным анализа составляло, %: алюминия 1,02•10-4, кремния 1,0•10-4, меди 8,0•10-4, свинца меньше 1,0•10-5, золота 7,0•10-5, железа меньше 4,0•10-5, палладия 3,0•10-3. Суммарное содержание примесей осмия по 1,0•10-5 каждого. Суммарное содержание анализируемых примесей составило 1,7•10-3%, а содержание основного металла - 99,9983%.
Дисперсное золото для получения компактного золота и дополнительного удаления примеси серебра и меди плавили под флюсом состава, %: В2О3 15, Na2B4O7 15, Nа2Р2О7 15, Na2CQ3 13, Na2Si2O5 12, NaBr 10, KNO3 15, Na2O2 5. Температура плавления флюса была близка к 755oС. Также как в примерах 1 и 2 дисперсное золото смешивали с порошкообразным флюсом, температуру постепенно повышали до 1180oС и выдерживали при перемешивании в течение 40 мин. Флюс сливали и золото разливали в нагретые изложницы.
Результаты масс-спектрометрического анализа плавленного дисперсного золота приведены в табл. 4. Как видно, содержание примесей в монолитном золоте по данным анализа составляло, %: серебра 1,0•10-4, меда 1,0•10-4, платины 2,1•10-5, палладия, родия и рутения по 1,0•10-5 каждого, а осмия меньше 1,0•10-5%. Суммарное содержание анализируемых примесей составило 2,5•10-4%, а содержание основного металла - золота 99,99975%. Следовательно, при плавке дисперсного золота после электролитического выделения серебра совместно с порошкообразным флюсом приведенного состава чистота золота возрастает примерно на порядок - до 99,999%-ной чистоты.
Таким образом, как видно из приведенных примеров, разработанный способ переработки шлихов является патентно чистым, высокоэффективным, технологичным и экологически чистым, так как в процессе осуществления технологии не наблюдается выделения газов (оксидов азота, хлора) в окружающую среду, а отходы производства представляют собой твердые продукты - плавы солей, которые легко регенерировать. Предлагаемый способ обладает по отношению к прототипу (5) рядом преимуществ и отличительными существенными признаками: повышает степень извлечения золота и серебра, снижает расход реагентов, упрощает процесс получения этих металлов в электролизерах, а также чистоту извлекаемых золота и серебра, позволяет извлечь свинец в металлическом виде, что устраняет его рассеивание в окружающей среде и, как следствие, является экологически чистым.
Технический результат, достигаемый настоящим изобретением, заключается в повышении степени извлечения золота и серебра и снижении расхода реагентов в технологии перевода золота, серебра и свинца из шлиха в компактный промежуточный золото-серебро-свинцовый сплав, из которого селективно последовательным электролизом извлекают свинец, серебро и золото высокой чистоты с высокими выходами, что позволяет эффективно использовать изобретение в промышленности вместо традиционных способов, использующих азотную кислоту и царскую водку, промежуточные продукты которых - оксиды азота загрязняют окружающую среду.
Источники информации
1. Патент 2099435, Россия, кл МКИ6 С 22 В 11/00, 11/02. Пирометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из гравитационных концентратов/Лолейт С.И., Ильченко Т.А., Калмыков Ю.М. и др. - Бюл. N 35, 1997.
2. Патент 2052523, Россия, кл. С 22, В 11/00. Способ переработки шлихового золота/Карпухин А. И., Потапова А.И., Стелькина И.И., Рыбкин С.Г. - Бюл. N2, 1996.
3. Патент 2112062, Россия, кл. МКИ6 С 22 В 11/00, 11/02. Способ переработки шлихового золота/ Карпухин А.И., Стелькина И.И., Рыбкин С.Г. - Бюл. 15, 1998.
4. Патент 2096505, Россия, кл. МКИ6 С 22 В 11/00. Гидрометаллургический способ отделения золота, серебра, платины и палладия из содержащего их материала с одновременным их обогащением, преимущественно из сплава "Доре"/Лолейт С.И., Ильченко Г.А., Калмыков Ю.М. и др. Бюл. 32, 1997.
5. Патент 2104321, Россия, кл. МКИ6 С 22 В 11/02. Способ извлечение золота из горнорудного сырья/Моисеенко В.Р., Римкевич В.С. - Бюл. 4, 1998.

Claims (8)

1. Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, включающий приготовление шихты с гидроксидом натрия или калия, термическую обработку шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава от расплава солей, селективное разделение компонентов сплава, отличающийся тем, что исходный материал шихтуют с гидроксидом натрия или калия при соотношении компонентов 1: 1-1,2 с добавкой 2,5-3,0% измельченного угля или кокса, образующийся после термической обработки золото-серебро-свинцовый сплав подвергают селективному разделению компонентов двухстадийным электролизом в уксусно-хлорнокислых электролитах в электролизерах с растворимыми анодами с выделением свинца на первой стадии, затем серебра на второй стадии с получением дисперсного золота и его плавкой в смеси с порошкообразным флюсом с получением золота высокой чистоты 99,9-99,999 мас. %.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что термическую обработку ведут при 500-650oС в течение 1 ч при перемешивании с получением золото-серебро-свинцового сплава с извлечением золота и серебра 99,7-99,8 и 99,6-99,95% соответственно.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выделение свинца из свинец-золото-серебряного сплава проводят на 1-й стадии электролиза в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: Pb(C1O4)2 50-75; НСlO4 20-150; CH3COOH 20-60 при анодной плотности тока 400-700 А/м2 и катодной плотности тока 400-900 А/м2 и температуре 20-60oС.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выделение серебра из остатков после анодного растворения свинца проводят на второй стадии электролизом в уксусно-хлорнокислом растворе, содержащем, г/л: AgClO4 40-100; НС1О4 10-160; СН3СООН 20-60 в электролизере при анодной плотности тока 200-400 А/м2, катодной плотности 500-800 А/м2 и температуре 20-60oС до изменения потенциалов электродов от значения 0,75 В до 0,90-1,1 В (относительно стандартного водородного электрода).
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что дисперсное золото после выделения серебра на 2-й стадии электролиза плавят в смеси с порошкообразным флюсом состава, %: B2O3 12-15, Na2B4O7 20-30, Na4P2O715-17, Na2CO3 4-15,
Na2Si2O5 5-14, NaBr 10-20, KNO3 15-20, Na2O2 3-5, c получением высокочистого золота 99,9-99,999 мас. %.
6. Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, включающий термическую обработку шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава от расплава солей, селективное разделение компонентов с получением высокочистого золота, отличающийся тем, что разделение компонентов ведут двустадийным электролизом, при этом выделение свинца из свинец-золото-серебряного сплава производят анодным растворением на 1-й стадии электролиза в диафрагменном электролизере с графитовыми токоподводящими анодами и торцевыми катодами.
7. Способ по п. 6, отличающийся тем, что после выделения свинца вторую стадию ведут с размещением в анодных пространствах электролизера сменных емкостей, в которые помещают золото-серебросодержащие остатки после анодного растворения свинца на первой стадии.
8. Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота, включающий термическую обработку шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава от расплава солей, селективное разделение компонентов сплава с получением высокочистого золота, отличающийся тем, что разделение компонентов ведут двухстадийным электролизом, и выделение серебра из золото-серебросодержащего остатка, полученного после первой стадии путем анодного растворения свинца, производят на второй стадии электролиза в электролизере с перемешиваемым порошкообразным анодом и торцевыми катодами с получением катодного металлического серебра и дисперсного золота в остатке.
RU2000123626A 2000-09-15 2000-09-15 Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты) RU2196839C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2000123626A RU2196839C2 (ru) 2000-09-15 2000-09-15 Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2000123626A RU2196839C2 (ru) 2000-09-15 2000-09-15 Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты)

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2000123626A RU2000123626A (ru) 2002-08-27
RU2196839C2 true RU2196839C2 (ru) 2003-01-20

Family

ID=20240049

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2000123626A RU2196839C2 (ru) 2000-09-15 2000-09-15 Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты)

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2196839C2 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2742554C1 (ru) * 2020-08-10 2021-02-08 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" Способ извлечения золота из золоторудных концентратов

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2742554C1 (ru) * 2020-08-10 2021-02-08 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" Способ извлечения золота из золоторудных концентратов

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Hait et al. Processing of copper electrorefining anode slime: a review
US3658510A (en) Recovery of silver from electrolytic copper refinery slimes
US4002544A (en) Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper
CN110172570B (zh) 一种贵铅的处理方法
CN102943180B (zh) 一种铜阳极泥分银渣金银回收的方法
EP3768869A1 (en) Method for the selective recovery of tin and a reactor for use in said method
US4096045A (en) Process for the recovery of lead from lead scraps
JP6994983B2 (ja) ルテニウムの回収方法
US4662938A (en) Recovery of silver and gold
US20240287644A1 (en) Recovery method for valuable metals in copper anode slime
JPS59501370A (ja) 鉱石および精鉱からの銀および金の回収
US3799764A (en) Roasting of copper sulfide concentrates combined with solid state segregation reduction to recover copper
US2981595A (en) Recovery of tellurium
CN101824546B (zh) 一种铜阳极泥分银渣分铅液回收银的方法
RU2196839C2 (ru) Способ переработки свинец- и сульфидсодержащих шлихов золота (варианты)
US5939042A (en) Tellurium extraction from copper electrorefining slimes
EP0076049B1 (en) Recovery of precious metals from leach residues
US5135624A (en) Electrolytic hydrometallurgical silver refining
Randhawa et al. Characteristics and processing of copper refinery anode slime
US1388086A (en) Ckoft
Śmieszek et al. METALLURGY OF NON-FERROUS METALS IN POLAND.
CN1381612A (zh) 含锑硫化矿物矿浆电解生产锑的方法
US1808547A (en) Copper extraction process
Moore Recycling of non-ferrous metals
JP2022021190A (ja) ルテニウムの回収方法

Legal Events

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

Effective date: 20100916