ВИНАХІД
Патент Російської Федерації RU2006508

СПОСІБ ВИЛУЧЕННЯ благородних металів ІЗ КОНЦЕНТРАТУ ПИЛУ афінажних ВИРОБНИЦТВА

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 .

СПОСІБ ВИЛУЧЕННЯ благородних металів ІЗ КОНЦЕНТРАТУ ПИЛУ афінажних ВИРОБНИЦТВА

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


НОВІ СТАТТІ ТА ПУБЛІКАЦІЇ НОВІ СТАТТІ ТА ПУБЛІКАЦІЇ НОВІ СТАТТІ ТА ПУБЛІКАЦІЇ

Технологія виготовлення універсальних муфт для бесварочного, безрезьбовиє, бесфлянцевого з'єднання відрізків труб в трубопроводах високого тиску (мається відео)
Технологія очищення нафти і нафтопродуктів
Про можливість переміщення замкнутої механічної системи за рахунок внутрішніх сил
Світіння рідини в тонких діелектричних каналох
Взаємозв'язок між квантової і класичної механікою
Міліметрові хвилі в медицині. Новий погляд. ММВ терапія
магнітний двигун
Джерело тепла на базі нососних агрегатів