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Erfindung
Russische Föderation Patent RU2006508

Verfahren zur Extraktion von Edelmetallen aus Konzentraten DUST Raffinerieindustrie

VERFAHREN ZUR FÖRDERUNG VON EDELMETALLEN
Konzentrats aus DUST Raffinerieindustrie

Name des Erfinders:. EA Golubov; Zolotov AF
Der Name des Patentinhabers: Krasnoyarsk Nonferrous Metals Pflanze
Adresse für die Korrespondenz:
Startdatum des Patents: 1992.02.17

Die Erfindung betrifft Nicht-Eisen, seltene und Spurenelementen, insbesondere auf die Produktion von Edelmetallen. Das Ziel der Erfindung ist es, die Effizienz der Anreicherung und Reduktionsmittel durch die Schaffung von Low-Wiederaufbereitungstechnologie Industrieprodukte zu erhöhen. Das Verfahren reduziert das Gewicht des Produkts, zur Anreicherung gerichtet sind, in 4 bis 5 mal mit einem Anstieg in ihrem Gehalt an der Summe von Platinmetallen von 3,3 bis 3,8 mal und erhalten die Chlor und Ammoniak wegen der Raffinerieindustrie Raffinierung Staubkonzentrat zusammen mit dem Magnesit Auskleidung Schmelz ausgegeben Öfen, sie in einem Gewichtsverhältnis von 1 belastenden: (5 - 6), bei 350C Brennen, sequenziellen Auslaugung calcine in Salzsäurelösung und Ammoniumhydroxid, Eindampfen der Chloridlösung Salzen und Calcinieren des letzteren in einem Luftstrom bei 650 ± 10C, wobei der Rest der Rückkehr zu trocknen, belastende Staubkonzentrat.

BESCHREIBUNG DER ERFINDUNG

Die Erfindung betrifft Nicht-Eisen, seltene und Spurenelementen, insbesondere auf die Produktion von Edelmetallen.

Wenn sie auf eine große Anzahl von elektrostatischen das Abgas Raffinerieindustrie Reinigung abgelagerten Staub als eine Hauptkomponente von Ammoniumchlorid enthält. Letzte teilweise Wasser und Staub Spülung gelöst und zum Teil bleibt in dem unlöslichen Rückstand, Staubkonzentrat genannt. Dieses Produkt enthält,%: NH 4 Cl 40-60; SiO Februar 20-25; edlen Elemente (Te, Sb, Sn, Se, As, Pb, Bi, Cu, Ni, Fe, Zn) 18-25 Edelmetalle (Pt, Pd, Rh, Ir, Ru, Au, Ag) 1-2.

Verfahren zur Verarbeitung von Raffinerieabfallprodukte [1]. In diesem Verfahren werden alle festen Abfallprodukte mit Flussmittel gemischt und die Charge geschmolzen wird die Schlacke erhalten nahezu frei von Metallen der Platingruppe, und das Endprodukt, die Konzentration aller Edelmetalle.

Die Nachteile dieses Verfahrens ist die geringe Anreicherung des relativ geringen Gehalt an Platingruppenmetallen in den Sedimenten, der Verarbeitung Schmelzen zu senden. Beim Schmelzen und Ammoniumchlorid sublimiert zurück in Staubkonzentrat, die den Gehalt an Edelmetallen im Konzentrat reduziert.

Es ist ein Verfahren zur Extraktion von Edelmetallen aus Industrieprodukten Raffinerie Produktion [2]. In diesem Verfahren wird die Konzentration von Staub in einer Ammoniaklösung zur Extraktion von Silberchlorid ausgelaugt wird der unlösliche Rückstand durch Filtration abgetrennt, und es an die Verarbeitungs Verhüttung senden.

Wenn Laugungslösung Staubkonzentrat wurde übertragen in wasserlösliche Verbindungen: NH 4 Cl, bis 30% der Basiselemente und bis zu 40% der Edelmetalle (NM). Sedimentausbeute beträgt 40-50%. Das Pellet enthält 1,5-2,6% BM.

Die Nachteile dieser Methode ist der geringe Grad der Anreicherung. Bildung für die wenigen schlechten BM Griese (Lösung und fällt aus der Lauge), erfordern Bereicherung.

Verfahren zur Verarbeitung von Rohstoffen, enthaltend Edelmetalle [3], in dem die flüchtigen Komponenten zu entfernen, für das gewünschte Produkt vor BM pyrometallurgischen oder hydrometallurgischen Raffination es, Calcinieren raw durchgeführt bei 700 K. vorzunehmen reichern Dieses Verfahren kann für die Verarbeitung des Konzentrats aufgebracht werden Staub Raffinerieproduktion.

Das Verfahren für den Prototyp angenommen.

Ein Nachteil des Verfahrens, wenn auf ein Staubkonzentrat aufgebracht wird, daß während des Brennens von Ammoniumchlorid sublimiert wird, tritt das Gas in die Abfälle auf der elektrostatischen gesammelt wird und schließlich die Staub kehrt zu dem Konzentrat. Mangelnde Auslastung bzw. Ausgangsammoniumchloridproduktion führt zu permanent seine Anhäufung und damit eine Erhöhung der Masse an Gas und Feststoffabfall, der Inhalt der BM und natürlich zu senken, führt, schafft sie neue Probleme in der Produktion führt zu erhöhten Kosten der Extraktion BM .

Verfahren zur Extraktion von Edelmetallen aus Konzentraten DUST Raffinerieindustrie

Das Ziel der Erfindung ist es, die Effizienz der Anreicherung und ermöglicht Reagenzienverbrauch Reduktion durch die Schaffung von abfallarmer Technologien für ihre Verarbeitung zu erhöhen.

Das Ziel wird dadurch erreicht , dass in einem Verfahren , bei 350 ° C braten Staubkonzentrat beteiligt (an flüchtigen Substanzen zu entfernen), das Auslaugen aus dem resultierenden calcine Silberchlorid (Ammoniumhydroxidlösung) und konzentriert ungelöste Rückstand schmilzt auf Schwermetallindustrieprodukte, Recycling - Staubkonzentrat ausgeben zusammen mit dem zerstückelten verbrachte Belageinheiten Magnesit Ofen. Aus diesem Staubkonzentrat vor zuvor gefüttert mit zerkleinerten Magnesit in einem Gewichtsverhältnis von 1 Abfeuerladung: (5-6). Batch bei 350 C. Das resultierende calcine kalziniert (vor der Auslaugung von Silberchlorid und die Konzentration auf Schwer schmelzbare Legierung) mit einer Lösung von Chlorwasserstoffsäure, die sich ergebende konzentrierte Lösung zu trocknen Chloridsalze, das Salz behandelt wurde , wird bei 650 ± 10 ° C in Luft kalziniert, und der Rest wird zu der zurück belastende Staubkonzentrat.

Die Zeichnung zeigt ein Diagramm des vorgeschlagenen Verfahrens.

Das Wesentliche des Verfahrens ist wie folgt:

Hauptkomponenten des Staubkonzentrat (NH 4 Cl) und die verbrauchte Auskleidung von Magnesit (MgO) und in Wechselwirkung treten, zusammen mit dem Silberchlorid zusammen mit deren Verarbeitung, ausgegeben aus dem angereicherten Charge als NH 3, Cl 2 und MgO. Die Calcinierung bei 350 ° C durch die Freisetzung von Ammoniak begleitet:

2NH 4 Cl + MgO = 2NH 3 + MgCl 2 + H 2 O (1)

Wenn calcine Auslaugen der resultierende HCl - Lösung Magnesiumchlorid und Magnesiumoxid, nicht umgesetzte Reste enthalten, Mg 2+ -Ionen in Lösung abgeleitet nach bleiben die Salzsäurelösung verdampft 2 in der Trockenrückstand in Form NgCl. Brennen der letzteren bei 650 ± 10 ° C in einem Luftstrom durch die Freisetzung von Chlor begleitet [4]:

MgCl 2 + 0,5 ° 2 = MgO + Cl 2. (2)

Die freigesetzt werden, wenn Gase brennen - Ammoniak und Chlor sind Reaktanden in Raffinerieproduktion und solide Erträge im letzten Zündkopf der vorgeschlagenen Anreicherungssysteme.

Massenverhältnis von Futter und Staubkonzentrat gleich (5-6): 1, entspricht der vollen Ausnutzung von Ammoniumchlorid als Ammoniak (85,5-89,2%) und Chlor (91,0-92,9%), mit sublimiert jeweils 3,9-3,4% Ammoniumchlorid. Reduzieren der Auskleidung führt zu einer Abnahme der Nutzungswirkungsgrad des Ammoniaks und ein Chlorid, wegen des Mangels an Magnesiumoxid und nicht umgesetztes Ammoniumchlorid Sublimation in dem Wärmebehandlungsschritt bei 350 ° C Somit wird in einem Gewichtsverhältnis von 4; 1 100,0% Ammoniumchlorid sublimierte und 7,4% Ammoniak als 61,5% und 76,8% Chlor verwendet. Mehr liner während des Brennens beeinflußt nicht die Effizienz der Nutzung und führt zu einer Verschwendung von Material. Somit wird bei einem Verhältnis von 7: 1, 95,0% Ammoniumchlorid als Ammoniak angeordnet ist und Chlor, 3,2% NH 4 Cl sublimiert.

Beispiel 1 (Prototyp). Verwenden Einheit, bestehend aus einem Quarzreaktor mit einem Gasaustrittsrohr mit dem Behälter verbunden ist, zu wässrigen Lösungen von Reaktanden Gase absorbieren. Der Reaktor wurde in einen Ofen gegeben und erwärmt auf 35 ± 5 ° C, dann wurde sie in einem Boot mit einem Staub platziert Konzentrat 0,50 g. Nach 30 Minuten wird der feste Rückstand Massen Brennens 0,32 g mit Ammoniumhydroxid-Lösung ausgewaschen, der unlösliche Rückstand durch Filtration abgetrennt und getrocknet. Trockenrückstand Gewicht betrug 0,18 g, 36% der ursprünglichen Menge darstellt, und der Niederschlag zum Schmelzen Konzentrator gesendet.

Beispiel 2. Verwenden Einheit, bestehend aus einem Quarzreaktor mit einem Gasaustrittsrohr mit dem Behälter verbunden ist, zu wässrigen Lösungen von Reaktanden Gase absorbieren. Der Reaktor wurde in einen Ofen gegeben und auf 350 ± 5 ° C gegeben und dann mit einem Gemisch aus 0,50 g Staubkonzentrat , enthaltend 0,351 g NH 4 Cl in einem Boot gebracht und 3,00 g gemahlenem Magnesit die verbrauchte Auskleidung enthält 56,1% MgO . Die Mischung gemäß der Atomabsorptionsanalyse (Lösungsgemisch), enthaltend 0,80% der Platinmetalle. Die entwickelten Gase während des Brennens für 30 Minuten in schwefelsaurer Lösung zu absorbieren. Dann bestimmen die Menge an destilliertem Ammoniaktitration von überschüssigem H 2 SO 4 in Absorptionsgefäße. Es wurde auf dem HN 4 Cl 0313 Effizienz der Nutzung von gebundenem Stickstoff als Ammoniak Basis war 89,2%.

Das Röstgut Gewicht nach dem Brennen ausgelaugten 3.19 g HCl-Lösung (3: 1) unter kräftigem Rühren für 30 min. Der unlösliche Rückstand abgetrennt und filtpovaniem ausgelaugten Lösung NH 4 OH (1 :) für 30 min, dann wurde das Gemisch filtriert. Das Filtrat von AgCl ausgefällt wurde, wurde der Niederschlag Gewicht in Bezug auf Silber 0,226 g unlöslicher Rückstand Ammonium Auslaugung wurden getrocknet, gewogen, ihr Gewicht gefunden betrug 0,70 g In diesem Sediment (nach der Auflösung des Atomabsorptionsverfahren) von 3,04% der Menge der Platingruppenmetalle . Der Rückstand wird an die Verarbeitungs Verhüttung gesendet. Somit war die Masse des Schlamms zur Anreicherung gerichtet 20 Gewichts-% der Ausgangsmischung des Abfalls, während die Menge an Platinmetall-Gehalt von 3,8-fache erhöht.

Das Filtrat aus dem Auslaugen calcine in konzentrierter HCl-Lösung bis zur Trockene Salze, der Niederschlag Gewicht 4,03 Gramm war, enthielt sie (nach Atomabsorptionsanalyse nach dem Auflösen) 0,12% Platinmetall. Salze Solids calciniert bei 650 ± 10 ° C in einem Quarzreaktor wurde mit Luft gespült. Nach 30 Minuten Trocken Abbrand (2,30 g) zu einem Staubkonzentrat belastend gesendet. Gemäß der chemischen Analyse enthält es 0,36 g MgCl 2 und 1,53 g MgO. Die Wirksamkeit von Chlor betrug 91,0%.

Beispiel 3. Verwenden Einheit, bestehend aus einem Quarzreaktor mit einem Gasaustrittsrohr mit dem Behälter verbunden ist, zu wässrigen Lösungen von Reaktanden Gase absorbieren. Der Reaktor wurde in einen Ofen gegeben und auf 350 ± 5 ° C, gegeben und dann mit einem Gemisch aus 0,50 g Staubkonzentrat , enthaltend 0,351 g NH 4 Cl und 2,50 g gemahlenem Magnesit die verbrauchte Auskleidung enthält 56,1% MgO in einem Boot setzen. Die Mischung gemäß der Atomabsorptionsanalyse (Lösungsgemisch), enthaltend 0,76% der Platinmetalle. Die entwickelten Gase während des Brennens für 30 Minuten in schwefelsaurer Lösung zu absorbieren. Dann bestimmen die Menge an destilliertem Ammoniaktitration von überschüssigem H 2 SO 4 in Absorptionsgefäße. Es wurde auf der Basis der NH 4 Cl 0.300, die effektive Nutzung von gebundenem Stickstoff als Ammoniak betrug 85,5%.

Das Röstgut Gewicht nach 2,86 g Brennen ausgelaugten HCl-Lösung (3: 1) unter kräftigem Rühren für 30 min. Der unlösliche Rückstand in NH 4 OH (1: 1) wurde durch Filtration gesammelt und ausgelaugte Lösung für 30 min unter kräftigem Rühren, dann wurde die Mischung filtriert. Das Filtrat Silberchlorid-Niederschlag Gewicht, bezogen auf Silber ausgefällt wurde, war 0,201 g unlöslicher Rückstand Ammonium Auslaugung wurden getrocknet, gewogen sein Gewicht betrug 0,65 g In diesem gefunden Sediment (nach der Auflösung des Atomabsorptionsverfahren) von 2,54% der Menge an Platin Metalle. Der Rückstand wird an die Verarbeitungs Verhüttung gesendet. Somit Schlamms die Masse bei Anreicherung gerichtet, 0 21,7 Gewichts-% des anfänglichen Abfallmischung, indem die Menge an Platinmetall-Gehalt von 3,3-fache erhöht.

Das Filtrat aus dem Auslaugen calcine in konzentrierter HCl-Lösung bis zur Trockene Salze, der Niederschlag Gewicht 3,84 Gramm war, enthielt sie (nach Atomabsorptionsanalyse nach dem Auflösen) 0,11% Platinmetall. Salze Solids calciniert bei 650 ± 10 ° C in einem Quarzreaktor wurde mit Luft gespült. Nach 30 Minuten Trocken Abbrand (2,25 g) zu einem Staubkonzentrat belastend gesendet. Gemäß der chemischen Analyse enthält es 0,26 g MgCl 2 und 1,44 g MgO. Die Wirksamkeit von Chlor betrug 92,9%.

Somit ermöglicht das vorgeschlagene Verfahren es möglich, das Gewicht des Sediments zu reduzieren gerichtet 4-5 mal zu bereichern mit Inhalt in der Menge an Platingruppenmetallen in 3,3-3,8 mal erhöht. Darüber hinaus ergab die Co-Processing von Staub und die Auskleidung des Konzentrats Chlor und Ammoniak (Grund verwendeten Chemikalien bei der Raffinierung von), um die Herstellung von industriellen Produkten, was die Kosten für die Raffination mit niedrigem Abfall zu reduzieren und eine sauberere Produktion erstellen.

Gebrauchte Bücher

1. OE Zvyagintsev Veredeln von Gold, Silber und Platingruppenmetalle. 3. Aufl. , Überarbeitet. und ext. - Moskau: Metallurgie, 1945, S.. 244 (siehe Abs. 157-159).

2. Metallurgie von Edelmetallen. Lehrbuch für Universitäten / Maslenica JH, Chugai LV, Borbat VF et al. / Ed. Chugaeva L. AB. 2. Aufl. , Überarbeitet. und ext. - Moskau: Metallurgie, 1987, p. 432 (siehe. Pp. 347, 415).

3. Meretukov MA, Orlov AM Metallurgie von Edelmetallen (Auslandserfahrung). Moskau: Metallurgie, 1990. p. 416 (p. 322).

4. Narkevitch IA, Pechkovskii VV Entsorgung in Technologie anorganischer Substanzen. M. Chemistry, 1984, p. 240 (p. 182).

FORDERUNGEN

Verfahren zur Extraktion von Edelmetallen aus Konzentraten DUST Raffinerieindustrie, einschließlich bei 350 o C Brennen die Auslaugung von Silberchlorid aus dem Schlacken Ammoniumhydroxidlösung und Einengen der ungelöste Rückstand schmelzen, dadurch gekennzeichnet , daß vor Staub Konzentratcharge verbrauchter Magnesit Auskleidung Schmelzer in dem Verhältnis von 1 Abfeuern 5 - 6 und vor calcine Auslaugung mit Salzsäure Chloridlösung behandelt wird , wurde bei (650 ± 10) ° C mit anschließender Calcinierung in Luft zu einem trockenen Salzen eingedampft und der Rückstand wird wieder in den ein Staubkonzentrat zu belasten.

Druckversion
Erscheinungsdatum 15.03.2007gg