початок розділу
Виробничі, аматорські радіоаматорські Авіамодельний, ракетомодельного Корисні, цікаві |
хитрощі майстру
електроніка фізика технології винаходи |
таємниці космосу
таємниці Землі таємниці Океану хитрощі Карта розділу |
|
Використання матеріалів сайту дозволяється за умови посилання (для сайтів - гіперпосилання) |
Навігація: => |
На головну / Каталог патентів / В розділ каталогу / Назад / |
ВИНАХІД
Патент Російської Федерації RU2006508
СПОСІБ ВИЛУЧЕННЯ благородних металів
З КОНЦЕНТРАТУ ПИЛУ афінажних ВИРОБНИЦТВА
Ім'я винахідника: Голубова О.А .; Золотов А.Ф.
Ім'я патентовласника: Красноярський завод кольорових металів
Адреса для листування:
Дата початку дії патенту: 1992.02.17
Винахід відноситься до металургії кольорових, рідкісних і розсіяних елементів, зокрема до виробництва благородних металів. Метою винаходу є збільшення ефективності збагачення і скорочення реактивів за рахунок створення малоотходной технології переробки промпродуктов. Спосіб дозволяє знизити масу продукту, що направляється на збагачення, в 4 - 5 разів при збільшенні в ньому вмісту суми платинових металів в 3,3 - 3,8 разів і отримати хлор та аміак за рахунок переробки концентрату пилу афінажної виробництва спільно з відпрацювала магнезитової футеровкой плавильних печей шіхтованіем їх в масовому співвідношенні 1: (5 - 6), випалюванням при температурі 350С, послідовним вилуговуванням недогарка в розчинах хлорводородной кислоти і гідроксиду амонію, упариванием хлоридного розчину до сухих солей і прожарювання останніх в струмі повітря при 650 ± 10С з поверненням залишку на шіхтованіе з концентратом пилу.
ОПИС ВИНАХОДИ
Винахід відноситься до металургії кольорових, рідкісних і розсіяних елементів, зокрема до виробництва благородних металів.
При очищенні газових відходів афінажної виробництва на електрофільтрах осідає велика кількість пилу, що містить в якості основного компонента хлорид амонію. Останній частково розчиняється водою при змиванні пилу і частково залишається в не розчиняється залишку, званому концентратом пилу. Даний продукт містить,%: NH 4 Cl 40-60; SiO 2 20-25; неблагородні елементи (Te, Sb, Sn, Se, As, Pb, Bi, Cu, Ni, Fe, Zn) 18-25 благородні метали (Pt, Pd, Rh, Ir, Ru, Au, Ag) 1-2.
Відомий спосіб переробки відходів афінажної виробництва [1]. За цим способом всі тверді відходи виробництва змішують з флюсами і шихту переплавляють, отримують шлак, майже вільний від металів платинової групи, і цільової продукт, який концентрує всі благородні метали.
Недоліками способу є низький ступінь збагачення через відносно невисокого змісту платинових металів в осаді, що спрямовується на збагачувальну плавку. При плавці хлорид амонію переганяється і повертається в концентрат пилу, що призводить до зниження вмісту в концентраті благородних металів.
Відомий спосіб вилучення благородних металів з промпродуктов афінажної виробництва [2]. За цим способом концентрації пилу витравлюють в аміачних розчинах для вилучення хлориду срібла, відокремлюють не розчиняється залишок фільтруванням і направляють його на збагачувальну плавку.
При вилуговуванні концентрату пилу в розчин переходять водорозчинні сполуки: NH 4 Cl, до 30% неблагородних елементів і до 40% благородних металів (БМ). Вихід осаду становить 40-50%. Осад містить 1,5-2,6% БМ.
Недоліками способу є низький ступінь збагачення. Освіта кількох бідних по БМ промпродуктов (розчин і осад від вилуговування), що вимагають збагачення.
Відомий спосіб переробки сировини, що містить благородні метали [3], за яким для видалення летких компонентів, з метою попереднього збагачення цільового продукту по БМ перед гідрометалургійної або пирометаллургической його переробкою, проводять випалення сировини при 700 К. Даний спосіб може бути застосований і для переробки концентрату пилу афінажної виробництва.
Спосіб прийнятий за прототип.
Недоліком способу при застосуванні його до концентрату пилу є те, що при випалюванні хлорид амонію переганяється, надходить в газові відходи, вловлюється на електрофільтрах і, в кінцевому підсумку, повертається в концентрат пилу. Відсутність утилізації або виведення хлориду амонію з виробництва призводить до постійного його накопиченню і, як наслідок, збільшення маси газових і твердих відходів, що призводить до зниження вмісту в них БМ і, природно, створює нові проблеми у виробництві, призводить до зростання витрат на витяг БМ .
![]() |
Метою винаходу є збільшення ефективності збагачення і створення можливості скорочення витрат реактивів за рахунок створення малоотходной технології їх переробки. Поставлена мета досягається тим, що у відомому способі, що включає випал концентрату пилу при 350 о С (для видалення летких компонентів), вилуговування з отриманого недогарка хлориду срібла (розчином гідроксиду амонію) і збагачувальну плавку нерастворим осаду на важкий сплав промпродуктов, переробку концентрату пилу проводять спільно з подрібненої відпрацювала магнезитової футеровкой пічних агрегатів. Для цього концентрат пилу перед випалюванням попередньо шихту з подрібненої магнезитової футеровкою в масовому співвідношенні 1: (5-6). Обпалюють шихту при 350 о С. Отриманий недогарок (перед вилуговуванням хлориду срібла і збагачувальної плавкою на важкий сплав) обробляють розчином соляної кислоти, упарюють отриманий хлоридні розчин до сухих солей, солі обпалюють в струмі повітря при 650 ± 10 о С, і залишок повертають на шіхтованіе з концентратом пилу. На кресленні представлена схема запропонованого способу. |
Сутність запропонованого способу ПОЛЯГАЄ В НАСТУПНОМУ
Основні компоненти концентрату пилу (NH 4 Cl) і відпрацювала магнезитової футеровки (MgO) при їх спільній переробці взаємодіють і, поряд з хлоридом срібла, виводяться з збагачує шихти у вигляді NH 3, Cl 2 і MgO. Випал при температурі 350 ° С супроводжується виділенням аміаку:
2NH 4 Cl + MgO = 2NH 3 + MgCl 2 + H 2 O. (1)
При вилуговуванні в розчині HCl отриманого недогарка, що містить хлорид магнію і залишки, що не прореагував оксиду магнію, іони Mg 2+ виводяться в розчин і після розпарювання солянокислого розчину залишаються в сухому залишку у вигляді NgCl 2. Випал останнього при 650 ± 10 о С в струмі повітря супроводжується виділенням хлору [4]:
MgCl 2 + 0,5O 2 = MgO + Cl 2. (2)
Виділилися при випалюванні гази - аміак і хлор є реагентами в афінажних виробництві, а твердий продукт останнього випалу повертається в голову пропонованої схеми збагачення.
Співвідношення мас футерування і концентрату пилу, рівне (5-6): 1, відповідає найбільш повної утилізації хлориду амонію у вигляді аміаку (85,5-89,2%) і хлору (91,0-92,9%), при цьому переганяється відповідно 3,9-3,4% хлориду амонію. Зменшення кількості футерування призводить до падіння ефективності утилізації у вигляді аміаку і хлориду через нестачу оксиду магнію і сублімації непрореагировавшего хлориду амонію на стадії випалу при 350 о С. Так, при масовому співвідношенні 4; 1 з 100,0% хлориду амонію переганяється 7,4% і утилізується у вигляді аміаку 61,5% і хлору 76,8%. Більша кількість футерування при випалюванні не впливає на ефективність утилізації і призводить до непродуктивної витраті матеріалу. Так, при співвідношенні 7: 1 утилізовано 95,0% хлориду амонію у вигляді аміаку і хлору, 3,2% NH 4 Cl переганяється.
Приклад 1 (по прототипу). Використовують установку, що складається з кварцового реактора, що має газовідвідну трубку, з'єднану з судинами для абсорбції газів водними розчинами реагентів. Реактор поміщають в піч і нагрівають до 35 ± 5 ° С, потім в нього поміщають човник з 0,50 г концентрату пилу. Через 30 хв випалу твердий залишок масою 0,32 г витравлюють розчином гідроксиду амонію, відокремлюють не розчиняється залишок фільтруванням, сушать. Маса сухого залишку склала 0,18 г, що становить 36% від початкової кількості, осад направляють на збагачувальну плавку.
Приклад 2. Використовують установку, що складається з кварцового реактора, що має газовідвідну трубку, з'єднану з судинами для абсорбції газів водними розчинами реагентів. Реактор поміщають в піч і нагрівають до 350 ± 5 о С, потім в нього ставлять човник з сумішшю 0,50 г концентрату пилу, що містить 0,351 г NH 4 Cl, і 3,00 г подрібненої відпрацювала магнезитової футеровки, що містить 56,1% MgO . Ця суміш за даними атомно-абсорбційного аналізу (розчину суміші) містить 0,80% суми платинових металів. Виділилися при випалюванні гази протягом 30 хв абсорбують в розчин сірчаної кислоти. Потім визначають кількість дистильованого аміаку за результатами титрування надлишку H 2 SO 4 в абсорбційних судинах. Воно склало в перерахунку на HN 4 Cl 0,313 м Ефективність утилізації пов'язаного азоту у вигляді аміаку склала 89,2%.
Огарок після випалу масою 3,19 г витравлюють в розчині HCl (3: 1) при інтенсивному перемішуванні протягом 30 хв. Не розчиняється залишок відокремлюють фильтpование і витравлюють в розчині NH 4 OH (1:) протягом 30 хв, потім суміш фільтрують. У фільтраті осаджують AgCl, маса осаду в перерахунку на срібло становила 0,226 г. не розчиняється залишок після амонійного вилуговування сушать, зважують, його маса склала 0,70 м В цьому осаді знайдено (після розчинення методом атомної абсорбції) 3,04% суми платинових металів . Осад направляють на збагачувальну плавку. Таким чином, маса осаду, що направляється на збагачення, склала 20% від маси вихідної суміші відходів, при збільшенні вмісту суми платинових металів в 3,8 раз.
Фільтрат після вилуговування недогарка в розчині HCl упарюють до сухих солей, маса осаду склала 4,03 г, в ньому містилося (за даними атомно-абсорбційного аналізу після розчинення) 0,12% суми платинових металів. Сухий залишок солей обпалюють при 650 ± 10 о С в кварцовому реакторі, що продувається повітрям. Через 30 хв випалу сухий залишок (2,30 г) направляють на шіхтованіе з концентратом пилу. За даними хімічного аналізу він містить 0,36 г MgCl 2 та 1,53 г MgO. Ефективність отримання хлору склала 91,0%.
Приклад 3. Використовують установку, що складається з кварцового реактора, що має газовідвідну трубку, з'єднану з судинами для абсорбції газів водними розчинами реагентів. Реактор поміщають в піч і нагрівають до 350 ± 5 о С, потім в нього ставлять човник з сумішшю 0,50 г концентрату пилу, що містить 0,351 г NH 4 Cl і 2,50 г подрібненої відпрацювала магнезитової футеровки, що містить 56,1% MgO. Ця суміш за даними атомно-абсорбційного аналізу (розчину суміші) містить 0,76% суми платинових металів. Виділилися при випалюванні гази протягом 30 хв абсорбують в розчин сірчаної кислоти. Потім визначають кількість дистильованого аміаку за результатами титрування надлишку H 2 SO 4 в абсорбційних судинах. Воно склало в перерахунку на NH 4 Cl 0,300 м Ефективність утилізації пов'язаного азоту у вигляді аміаку склала 85,5%.
Огарок після випалу масою 2,86 г витравлюють в розчині HCl (3: 1) при інтенсивному перемішуванні протягом 30 хв. Не розчиняється залишок відокремлюють фільтруванням і витравлюють в розчині NH 4 OH (1: 1) протягом 30 хв при інтенсивному перемішуванні, потім суміш фільтрують. У фільтраті осаджують хлорид срібла, маса осаду в перерахунку на срібло становила 0,201 г. не розчиняється залишок після амонійного вилуговування сушать, зважують, його маса склала 0,65 м В цьому осаді знайдено (після розчинення методом атомної абсорбції) 2,54% суми платинових металів. Осад направляють на збагачувальну плавку. Таким чином, маса осаду, що направляється на збагачення, 0 склала 21,7% від маси вихідної суміші відходів, при збільшенні вмісту суми платинових металів в 3,3 рази.
Фільтрат після вилуговування недогарка в розчині HCl упарюють до сухих солей, маса осаду склала 3,84 г, в ньому містилося (за даними атомно-абсорбційного аналізу після розчинення) 0,11% суми платинових металів. Сухий залишок солей обпалюють при 650 ± 10 о С в кварцовому реакторі, що продувається повітрям. Через 30 хв випалу сухий залишок (2,25 г) направляють на шіхтованіе з концентратом пилу. За даними хімічного аналізу він містить 0,26 г MgCl 2 та 1,44 г MgO. Ефективність отримання хлору склала 92,9%.
Таким чином, пропонований спосіб дозволяє знизити масу осаду, що направляється на збагачення, в 4-5 разів при збільшенні вмісту в ньому суми платинових металів в 3,3-3,8 рази. Крім того, спільна переробка концентрату пилу і футерування дозволила отримати хлор та аміак (основні реактиви, що використовуються в аффінажу) з промпродуктов виробництва, що дозволяє додатково знизити витрати на афінаж і створити малоотходное екологічно чисте виробництво.
ВИКОРИСТОВУВАНА ЛІТЕРАТУРА
1. Звягінцев О. Є. Афінаж золота, срібла і металів платинової групи. 3-е изд. , Перераб. і доп. - М.: Металургія, 1945, с. 244 (див. 157-159).
2. Металургія благородних металів. Підручник для вузів / Масленіцкій І. Н., Чугаєв Л. В., Борбат В. Ф. та ін. / За ред. Чугаева Л. АВ. -2-Е изд. , Перераб. і доп. - М.: Металургія, 1987, с. 432 (див. Стор. 347, 415).
3. Меретуков М. А., Орлов А. М. Металургія благородних металів (зарубіжний досвід). М.: Металургія, 1990. с. 416. (стор. 322).
4. Наркевич І. А., Печковский В. В. Утилізація відходів в технології неорганічних речовин. М.: Хімія, 1984, с. 240, (с. 182).
ФОРМУЛА ВИНАХОДУ
СПОСІБ ВИЛУЧЕННЯ благородних металів ІЗ КОНЦЕНТРАТУ ПИЛУ афінажних ВИРОБНИЦТВА, що включає випал при 350 o С, вилуговування хлориду срібла з недогарка розчином гідроксиду амонію і збагачувальну плавку нерастворим осаду, який відрізняється тим, що перед випалюванням концентрат пилу шихту з відпрацювала магнезитової футеровкой плавильних печей в масовому співвідношенні 1 : 5 - 6 і недогарок перед вилуговуванням обробляють розчином соляної кислоти, хлоридні розчин упарюють до сухих солей з подальшою їх прогартовує в струмі повітря при (650 ± 10) o с і залишок повертають на шіхтованіе з концентратом пилу.
Версія для друку
Дата публікації 15.03.2007гг
Коментарі
Коментуючи, пам'ятайте про те, що зміст і тон Вашого повідомлення можуть зачіпати почуття реальних людей, проявляйте повагу та толерантність до своїх співрозмовників навіть у тому випадку, якщо Ви не поділяєте їхню думку, Ваша поведінка за умов свободи висловлювань та анонімності, наданих інтернетом, змінює не тільки віртуальний, але й реальний світ. Всі коменти приховані з індексу, спам контролюється.