EA026961B1 - Method for processing metal-containing materials including ores, technogenic materials and metallurgical industry process wastes - Google Patents
Method for processing metal-containing materials including ores, technogenic materials and metallurgical industry process wastes Download PDFInfo
- Publication number
- EA026961B1 EA026961B1 EA201300266A EA201300266A EA026961B1 EA 026961 B1 EA026961 B1 EA 026961B1 EA 201300266 A EA201300266 A EA 201300266A EA 201300266 A EA201300266 A EA 201300266A EA 026961 B1 EA026961 B1 EA 026961B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- leaching
- hydrochloric acid
- fed
- chamber
- hydrogen
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, а именно к способам переработки руд, техногенных материалов и технологических отходов металлургической промышленности. Может быть использовано в гидрометаллургии, в процессах выщелачивания руд и техногенных материалов, для извлечения черных, цветных, благородных металлов, а также редкоземельных элементов в водорастворимые комплексы.The invention relates to metallurgy, and in particular to methods of processing ores, industrial materials and technological wastes of the metallurgical industry. It can be used in hydrometallurgy, in the leaching of ores and industrial materials, for the extraction of ferrous, non-ferrous, noble metals, as well as rare-earth elements in water-soluble complexes.
Известен способ и состав для извлечения золота из руд в водный раствор для выщелачивания золота с применением гипохлоритов натрия или калия (заявка 5026132/03, 1991.11.26, Блохин Н.Н.; Федотов Г.П.; Хмелевская Г.А. и др.). Непосредственно перед подачей в руду раствор соляной кислоты нейтрализуют путем добавления в него раствора товарного щелочного гипохлорита натрия или калия. Используют гипохлорит натрия (ТУ-6-15-746-87) или полученный электролизом. Раствор гипохлорита натрия (ТУ-6-15-746-87) подают в количестве 0,6 об. при 1-4 об. раствора соляной кислоты.There is a method and composition for extracting gold from ores into an aqueous solution for leaching gold using sodium or potassium hypochlorites (application 5026132/03, 1991.11.26, Blokhin N.N .; Fedotov G.P .; Khmelevskaya G.A. and others .). Immediately before being fed into the ore, the hydrochloric acid solution is neutralized by adding a solution of salable alkaline sodium or potassium hypochlorite to it. Use sodium hypochlorite (TU-6-15-746-87) or obtained by electrolysis. A solution of sodium hypochlorite (TU-6-15-746-87) is served in an amount of 0.6 vol. at 1-4 about. hydrochloric acid solution.
К недостаткам способа относятся расход большого количества гипохлоритов натрия или калия, необходимых для нейтрализации уровня рН и выделения атомарного хлора;The disadvantages of the method include the consumption of a large amount of sodium or potassium hypochlorites, necessary to neutralize the pH level and the allocation of atomic chlorine;
нейтральная среда способствует выделению в раствор большого количества мышьяка, который загрязняет раствор и в дальнейшем выделяется на катоде при электроэкстракции, являясь при этом сильнодействующим ядом;a neutral environment promotes the release of a large amount of arsenic into the solution, which pollutes the solution and subsequently is released at the cathode during electroextraction, while being a potent poison;
выход по золоту равен 85%.gold yield is 85%.
Известен способ комплексной переработки алюмосиликатного сырья (заявка 2007143435/15, 27.05.2009, Космухамбетов А.Р., Каниев Б.С.). Руду спекают с карбонатом натрия и едким натром, полученный спек выщелачивают солянокислым раствором. Полученную при выщелачивании пульпу разделяют с получением хлоридного раствора и твердого остатка. Из хлоридного раствора выделяют более электроположительные по сравнению с алюминием металлы в электролизере с разделенным анодным и катодным пространством при катодной плотности тока не менее 500 А/м2. После чего очищенный хлоридный раствор подвергают термической обработке с получением продукта, содержащего оксиды алюминия и натрия, и раствора соляной кислоты. Твердый остаток выщелачивания растворяют в щелочном растворе и полученный раствор подвергают карбонизации с получением раствора карбоната натрия и осадка аморфного кремнезема. Очищенный от более электроположительных по сравнению с алюминием металлов хлоридный раствор подвергают термической обработке с выпаркой раствора и получением гексагидрата хлорида алюминия на первой стадии, его прокалке при 400-600°С с получением продукта, содержащего оксиды алюминия и натрия, на второй стадии и конденсацией раствора соляной кислоты из газов термической обработки. Исходное сырье предварительно обрабатывают раствором соляной кислоты, после чего раствор отделяют от твердого остатка, который промывают водой и подают на спекание, а хлоридный раствор перерабатывают с получением железосодержащего продукта.A known method of complex processing of aluminosilicate raw materials (application 2007143435/15, 05.27.2009, Kosmukhambetov A.R., Kaniev B.S.). Ore is sintered with sodium carbonate and sodium hydroxide, the resulting cake is leached with a hydrochloric acid solution. The pulp obtained by leaching is separated to obtain a chloride solution and a solid residue. More electropositive metals than aluminum are isolated from the chloride solution in an electrolyzer with a separated anode and cathode space at a cathodic current density of at least 500 A / m 2 . After that, the purified chloride solution is subjected to heat treatment to obtain a product containing aluminum and sodium oxides and a hydrochloric acid solution. The solid leach residue is dissolved in an alkaline solution, and the resulting solution is carbonized to give a solution of sodium carbonate and a precipitate of amorphous silica. Purified from more electropositive metals than aluminum, the chloride solution is subjected to heat treatment with evaporation of the solution and obtaining aluminum chloride hexahydrate in the first stage, calcining it at 400-600 ° С to obtain a product containing aluminum and sodium oxides in the second stage and condensing the solution hydrochloric acid from heat treatment gases. The feedstock is pre-treated with a solution of hydrochloric acid, after which the solution is separated from the solid residue, which is washed with water and fed to sintering, and the chloride solution is processed to obtain an iron-containing product.
К недостаткам способа относятся наличие пирометаллургии в способе, что диктует необходимость строительства печей с поддержанием температуры в 500°С, а также испарителей;The disadvantages of the method include the presence of pyrometallurgy in the method, which necessitates the construction of furnaces with a temperature of 500 ° C, as well as evaporators;
использование сильно концентрированного раствора соляной кислоты (250 г/дм3); соотношение Ж:Т=(2,5-3):1, т.е. очень большой водооборот;the use of a highly concentrated hydrochloric acid solution (250 g / dm 3 ); ratio W: T = (2.5-3): 1, i.e. very large water circulation;
извлечение меди в процессе составило 94%, извлечение драгоценных металлов не указывалось.copper recovery in the process was 94%; precious metals recovery was not indicated.
Наиболее близким к заявляемому изобретению является способ переработки отходов, содержащих медь, цинк, серебро и золото, включающий выщелачивание меди, цинка, серебра и золота в присутствии хлорсодержащего окислителя с последующим извлечением металлов из полученного раствора. Выщелачивание меди, цинка, серебра и золота в присутствии хлорсодержащего окислителя проводят щелочными аммиачно-солевыми растворами. В качестве выщелачивающего агента используют обладающие комплексообразующими свойствами щелочные аммиачно-солевые растворы, содержащие окислитель. В качестве окислителя используют активный хлор, дозируемый в пульпу выщелачивания в виде гипохлорита для поддержания окислительного потенциала. Таким образом, непосредственно перед подачей в материал, аммиачно-солевые растворы смешивают с раствором гиппохлоритов и контролируют необходимый для переведения металлов в раствор окислительный потенциал. Далее отделяют твердую и жидкую фазы. Затем полученную жидкую фазу отправляют на электроэкстракцию. (Номер заявки: 96102649/02, класс С22В7/00, С22В11/00, авторы: Веревкин Г.В.; Денисов В.В.; Бузлаев Ю.М.).Closest to the claimed invention is a method of processing waste containing copper, zinc, silver and gold, including leaching of copper, zinc, silver and gold in the presence of a chlorine-containing oxidizing agent, followed by extraction of metals from the resulting solution. Leaching of copper, zinc, silver and gold in the presence of a chlorine-containing oxidizing agent is carried out with alkaline ammonia-salt solutions. As a leaching agent, alkaline ammonia-salt solutions containing oxidizing agents having complexing properties are used. As an oxidizing agent, active chlorine is used, which is dosed into the leach pulp in the form of hypochlorite to maintain the oxidation potential. Thus, immediately before being fed into the material, ammonia-salt solutions are mixed with a solution of hypochlorites and the oxidation potential necessary for transferring metals to the solution is controlled. The solid and liquid phases are then separated. Then, the resulting liquid phase is sent for electroextraction. (Application number: 96102649/02, class С22В7 / 00, С22В11 / 00, authors: Verevkin G.V .; Denisov V.V .; Buzlaev Yu.M.).
К недостаткам способа относятся необходимость использования гипохлоритов, аммиака и солей аммония, что связано с дополнительными экономическими затратами на их покупку, доставку и хранение;The disadvantages of the method include the need to use hypochlorites, ammonia and ammonium salts, which is associated with additional economic costs for their purchase, delivery and storage;
необходимость применения селективных, на каждый конкретный элемент, органических и неорганических реагентов.the need to use selective, for each specific element, organic and inorganic reagents.
Перед авторами стояла задача разработать универсальный способ переработки металлосодержащих материалов пригодный как для бедных, так и богатых руд, для переработки техногенных материалов и отходов металлургической промышленности, позволяющий повысить количество извлекаемых в раствор элементов и при этом являющимся достаточно экономичным, а также позволяющим сократить время выщелачивания и переведения целевых компонентов в раствор.The authors were faced with the task of developing a universal method of processing metal-containing materials suitable for both poor and rich ores, for processing technogenic materials and wastes of the metallurgical industry, which allows to increase the amount of elements recovered in the solution and at the same time being quite economical, as well as to reduce the leaching time and transferring the target components to the solution.
Предложен способ переработки металлосодержащих материалов, включающий измельчение исход- 1 026961 ного материала и обработку его выщелачивающим агентом. В качестве выщелачивающего агента используют 5-10% раствор соляной кислоты, предварительно подвергнутый анодно-катодной активации в специальном модуле при силе тока 10-16 А с получением газоконденсатной оксидантной смеси и водорода. Оксидантную смесь подают в реактор с исходным материалом для выщелачивания. Процесс выщелачивания осуществляют при нормальных условиях и постоянном перемешивании в течение 1-5 ч. Водород из модуля активации кислоты через специальный клапан отводят в камеру пиросинтеза, туда же подают избыточный хлор со стадии выщелачивания, и камере при температуре 400°С происходит синтез с образованием соляной кислоты, которая после разбавления водой снова вводится в процесс активации. Для достижения полноты выщелачивания исходного материала соотношение соляной кислоты к исходному обрабатываемому материалу должно соответствовать соотношению Т:Ж = 1:1,5. После выщелачивания получают суспензию, фильтруют ее, получая кек и обогащенный электролит. Электролит подвергают процессу электроэкстракции с получением целевого продукта.A method for processing metal-containing materials is proposed, including grinding the initial 1,026,961 material and treating it with a leaching agent. As a leaching agent, a 5-10% solution of hydrochloric acid, previously subjected to anodic-cathodic activation in a special module at a current strength of 10-16 A to obtain a gas-condensate oxidant mixture and hydrogen, is used. The oxidant mixture is fed into the leach reactor. The leaching process is carried out under normal conditions and with constant stirring for 1-5 hours. Hydrogen from the acid activation module is diverted through a special valve to the pyrosynthesis chamber, excess chlorine is fed into the chamber from the leaching stage, and synthesis occurs at 400 ° C with the formation of hydrochloric acid acid, which after dilution with water is again introduced into the activation process. To achieve complete leaching of the starting material, the ratio of hydrochloric acid to the starting material to be treated must correspond to the ratio T: W = 1: 1.5. After leaching, a suspension is obtained, filtered, obtaining cake and enriched electrolyte. The electrolyte is subjected to an electroextraction process to obtain the desired product.
Технический результат достигает за счет всей совокупности заявленных признаков.The technical result is achieved due to the totality of the claimed features.
Новым и неочевидным является то, что раствор соляной кислоты, используемый в качестве выщелачивающего агента, предварительно подвергают анодно-катодной активации. В результате образуется газоконденсатная смесь оксидантов, которая при постоянной подаче в реактор с исходным материалом позволяет выщелачивать исходный материал. Неожиданным является то, что выщелачивание происходит настолько полно, что в качестве исходного материала могут быть использованы как бедные, так и богатые руды, техногенные материалы, отходы металлургической промышленности. Состояние и образование кислородных радикалов процесса электроактивации, а также хлорноватистой кислоты в водных растворах соляной кислоты выглядит так:New and non-obvious is that the hydrochloric acid solution used as the leaching agent is preliminarily subjected to anodic-cathodic activation. The result is a gas-condensate mixture of oxidants, which, with a constant supply to the reactor with the starting material, allows leaching of the starting material. It is unexpected that leaching is so complete that both poor and rich ores, industrial materials, and waste from the metallurgical industry can be used as starting material. The state and formation of oxygen radicals of the electroactivation process, as well as hypochlorous acid in aqueous solutions of hydrochloric acid, looks like this:
Н2О + С12 — (НСЮ) + НС1 — 2НС1 + О' Еаее= -2,77 VН 2 О + С1 2 - (НСУ) + НС1 - 2НС1 + О 'Еа its = -2.77 V
Хлорноватистая кислота весьма нестабильна и в последствие переходит в соляную кислоту. Образующийся радикал кислорода сам по себе обладает электрическим потенциалом -2,77 В, что позволяет оксидировать и переводить в водорастворимые соединения золото, платину, палладий, родий и другие труднорастворимые металлы. В результате образуются хлориды металлов, в том числе и комплексы в зависимости от своих валентностей АиС1, АиС13, СиС1, АдС1 и другие. Вкупе с параллельными реакциями и образующимися активными соединениями и радикалами смесь обладает очень высокими оксидирующими свойствами. Химизм реакций следующий:Hypochlorous acid is very unstable and subsequently passes into hydrochloric acid. The oxygen radical formed by itself has an electric potential of -2.77 V, which makes it possible to oxidize and convert gold, platinum, palladium, rhodium and other hardly soluble metals into water-soluble compounds. As a result, metal chlorides are formed, including complexes, depending on their valencies AiC1, AiC1 3 , CuC1, AdC1 and others. Together with parallel reactions and the formation of active compounds and radicals, the mixture has very high oxidizing properties. The chemistry of the reactions is as follows:
№С1 + Н2О -е -> ΝαΟΗ + 0.5 Н2 + 0.5 С12 Еа«= - 2,20 VNo. С1 + Н 2 О -е -> ΝαΟΗ + 0.5 Н 2 + 0.5 С1 2 Е а «= - 2.20 V
2КаС1 + 6Н2 О - 10е 2С1О2 + 2ΝαΟΗ + 5 Н2 Е4,г = 1,74 V2КаС1 + 6Н 2 О - 10е 2С1О 2 + 2ΝαΟΗ + 5 Н 2 Е 4 , g = 1.74 V
2Н2О - 4е > 2Н2 + О также ЗН2О - 6е> ЗН2 + О3 ЕЛк = -1,60 V2H 2 O - 4e> 2H 2 + O 2 O as ZN - 6e> ZN 2 O 3 + E Lk = -1,60 V
Выщелачивание по данной технологии не требует высокой степени измельчения материала, так как сам агент представляет собой газоконденсатную смесь. Поэтому оптимальной степенью измельчения является крупность материала -1 мм (минус 1 мм) 80%, это с одной стороны позволяет вскрыть большую часть руды и интерстированных в ней драгоценных и редкоземельных металлов, а с другой - упрощает процесс фильтрации. Размер частиц исходного материала, например для руды, составляет -1мм (минус 1 мм) 80% намного более технологичен, чем традиционная флотационная пульпа, представляющая собой по промышленным стандартам 0,074 мкм 60-80%. Также важной стадией является процесс перемешивания, имеют значение материал, из которого выполнен реактор и конструкция реактора, так как среда очень агрессивна и способна растворить практически все металлы, в том числе и легиары.Leaching according to this technology does not require a high degree of grinding of the material, since the agent itself is a gas condensate mixture. Therefore, the optimum degree of grinding is a material fineness of -1 mm (minus 1 mm) 80%, this on the one hand allows you to open most of the ore and the precious and rare-earth metals interrupted in it, and on the other hand, simplifies the filtering process. The particle size of the starting material, for example, for ore, is -1 mm (minus 1 mm) 80% much more technologically advanced than the traditional flotation pulp, which is by industry standards 0.074 microns 60-80%. An important stage is the mixing process, the material of which the reactor is made and the design of the reactor are important, since the medium is very aggressive and is able to dissolve almost all metals, including legiars.
Для выщелачивания используют реактор, который должен быть выполнен из фторопласта, либо же из комбинированных сэндвич конструкций из металла, фторопласта и полимеров. Возможна и традиционная футеровка. Допустимо применение тефлона и винила, традиционных для промышленности. Перемешивание осуществляется также комбинированным способом и может включать механическое перемешивание, аэрационное перемешивание, перемешивание барботажного типа, гребневое перемешивание, перемешивание специальными пастовыми насосами, а также применение других способов и видов контактного и бесконтактного перемешивания. За счет использования предварительной активации соляной кислоты и получения сильнейшей оксидантной смеси технология не требует нагревания реактора или создания дополнительного давления. Весь процесс выщелачивания проводится при нормальных условиях. На производство 1 кг оксидантов в пересчете на хлор требуется 2,5 кВт/ч, этого количества достаточно для выщелачивания 400-700 кг материала в час в зависимости от состава материала выщелачивания. В качестве рабочих примеров установок для электроактивации растворов могут быть использованы установки, описанные в следующих источниках: Бахир В.М., патент № 2078737, КП и патент № 2181106, Ки Плитман В.Л.; Крымский В.В.For leaching, a reactor is used, which should be made of fluoroplastic, or from combined sandwich structures made of metal, fluoroplastic and polymers. Traditional lining is also possible. Allowed the use of Teflon and vinyl, traditional for industry. Mixing is also carried out in a combined way and may include mechanical mixing, aeration mixing, bubble-type mixing, comb mixing, mixing with special paste pumps, as well as the use of other methods and types of contact and non-contact mixing. By using the preliminary activation of hydrochloric acid and obtaining the strongest oxidant mixture, the technology does not require heating the reactor or creating additional pressure. The entire leaching process is carried out under normal conditions. The production of 1 kg of oxidants in terms of chlorine requires 2.5 kW / h, this amount is enough to leach 400-700 kg of material per hour, depending on the composition of the leach material. As working examples of installations for the electroactivation of solutions, the installations described in the following sources can be used: Bahir V.M., KP and KP 2181106, Key Plitman V.L .; Krymsky V.V.
Все вышесказанное свидетельствует о том, что заявленный способ является универсальным и достаточно простым по сравнению с известными из уровня техники способами выщелачивания материалов.All of the above indicates that the claimed method is universal and quite simple in comparison with the methods of leaching materials known from the prior art.
На фиг. 1 представлена технологическая схема цикличного лабораторного процесса.In FIG. 1 is a flow diagram of a cyclic laboratory process.
Технологическая схема процесса описана постадийно ниже.The technological scheme of the process is described in stages below.
1. Концентрированный раствор каменной соли подают в специальный электролизер, где происходит1. A concentrated solution of rock salt is fed into a special electrolyzer, where it occurs
- 2 026961 разложение каменной соли на соляную кислоту (НС1) и каустик (ΝαΟΗ) в объеме приблизительно 1:1. Каустик отделяют.- 2 026961 decomposition of rock salt into hydrochloric acid (HC1) and caustic (ΝαΟΗ) in a volume of approximately 1: 1. Caustic is separated.
2. Раствор НС1 5-10% подают в накопительный бак с заданной скоростью, таким образом обеспечивается постоянное поддержание и контроль концентрации и объемов соляной кислоты, подаваемой в предварительный электрохимический модуль (ПЭМ) установки электроактивации соляной кислоты (УЭСК).2. HC1 solution 5-10% is fed into the storage tank at a given speed, this ensures constant maintenance and control of the concentration and volume of hydrochloric acid supplied to the preliminary electrochemical module (TEM) of the hydrochloric acid electroactivation unit (UECC).
3-4. Далее раствор НС1 5-10% поступает в предварительный электрохимический модуль (ПЭМ), где происходит анодно-катодная электроактивация раствора соляной кислоты с выделением большого количества оксидантов (таких как С1, С12, С13, О, О2, О3, а также оксидов хлора), радикалов и водорода. Водород отводится в камеру пиросинтеза соляной кислоты.3-4. Then the HC1 solution of 5-10% enters the preliminary electrochemical module (TEM), where the anodic-cathodic electroactivation of the hydrochloric acid solution takes place with the release of a large amount of oxidants (such as C1, C1 2 , C1 3 , O, O 2 , O 3 , and also chlorine oxides), radicals and hydrogen. Hydrogen is discharged into the pyrosynthesis chamber of hydrochloric acid.
5. Газоконденсатная смесь оксидантов подается в реактор и насыщает хлором материал, находящийся в нем, процесс насыщения идет при постоянном перемешивании. Для полного удаления оставшегося избыточного хлора (путем отбора проб) по окончании процесса реактор продувают воздухом. Процесс ведется в течение 1-5 ч (при концентрации НС1 10% в подаче на ПЭМ, при этом выщелачиваются полностью даже самые упорные материалы). Избыточный хлор через специальный клапан поступает в камеру пиросинтеза.5. A gas-condensate mixture of oxidants is fed into the reactor and saturates the material in it with chlorine, the saturation process proceeds with constant stirring. To completely remove the remaining excess chlorine (by sampling) at the end of the process, the reactor is purged with air. The process is carried out for 1-5 hours (at a concentration of HC1 10% in the supply to the TEM, even the most resistant materials are leached out completely). Excess chlorine through a special valve enters the pyrosynthesis chamber.
6. В камере пиросинтеза при температуре 400°С синтезируется хлороводород, что при отрегулированной подаче хлора обеспечивает полное сгорание хлора в водороде по реакции6. Hydrogen chloride is synthesized in a pyrosynthesis chamber at a temperature of 400 ° C, which, with an adjusted supply of chlorine, ensures complete combustion of chlorine in hydrogen by reaction
С12 + Н2—400С°— 2НС1C1 2 + H 2 —400С ° - 2НС1
Для надежности устанавливаются специальные газовые баллоны, через которые под атмосферным давлением либо незначительно выше можно осуществлять накопление и подачу агентов (хлора и водорода). Таким образом, осуществляется регенерация избыточного хлора в соляную кислоту.For reliability, special gas cylinders are installed through which, under atmospheric pressure or slightly higher, it is possible to accumulate and supply agents (chlorine and hydrogen). Thus, the regeneration of excess chlorine into hydrochloric acid is carried out.
7. После окончания процесса выщелачивания, о чем судят с помощью отбора проб, обогащенная суспензия специальным насосом через клапан выводится на фильтрацию. Данная система должна быть выполнена герметично во избежание утечек хлора.7. After the end of the leaching process, as judged by sampling, the enriched suspension with a special pump through the valve is output to the filtration. This system must be airtight to prevent chlorine leakage.
8. В процессе фильтрации образуется кек и раствор электролита.8. During the filtration process, cake and an electrolyte solution are formed.
В суспензии соотношение Жидкость:Твердое, при подаче на фильтрацию приблизительно равно 1:1,5. Т.е. после фильтрации суспензии получаем на 1 кг кека около 1000 мл электролита при влажности кека 5%. Что позволяет получать достаточно концентрированный раствор электролита для электролиза.In suspension, the ratio Liquid: Solid, when applied to the filtration, is approximately 1: 1.5. Those. after filtering the suspension, we get about 1000 ml of electrolyte per 1 kg of cake at a cake humidity of 5%. That allows you to get a fairly concentrated solution of electrolyte for electrolysis.
Металлосодержащий материал предварительно измельчают до крупности -1 мм (минус один) 80%. Навеску материала весом в 2,5 кг помещают в реактор снабженный перемешивающим устройством. Раствор соляной кислоты из накопительного бака подают в установку электроактивации, снабженную анодно-катодными электрохимическими модулями. Электроактивация проходит при силе тока 10-16 А. Водород, образующийся на катоде, постоянно выводится из модулей в камеру пиросинтеза. Одновременно с этим открывают клапан подачи электроактивированного раствора (оксиданта) из активирующего модуля в реактор с исходным материалом. Материал насыщается газоконденсатным оксидантом и происходит выщелачивание металлов. Избыточный активный хлор из реактора через задвижной клапан поступает в камеру пиросинтеза. В камере пиросинтеза при 400°С происходит синтез водорода и хлора с образованием хлороводорода. Из камеры пиросинтеза хлороводород отводят в приемник, наполненный водой, где происходит охлаждение и разбавление с получением соляной кислоты до 5-10%. Из приемника образовавшийся раствор соляной кислоты подается обратно в модули электрохимической активации. Процесс выщелачивания материала занимает от 1 до 5 ч в зависимости от элементного состава материала. Реактор снабжен клапанным карманом, через который каждые 30 мин отбирают пробы на анализ, по которому судят об окончании процесса выщелачивания. Далее всю образовавшуюся суспензию перекачивают на фильтрацию, где происходит разделение кека и раствора электролита, обогащенного ценными компонентами. Далее раствор подают на электроэкстракцию.The metal-containing material is pre-crushed to a particle size of -1 mm (minus one) 80%. A sample of material weighing 2.5 kg is placed in a reactor equipped with a mixing device. The hydrochloric acid solution from the storage tank is fed to an electroactivation unit equipped with anodic-cathodic electrochemical modules. Electroactivation takes place at a current strength of 10-16 A. Hydrogen generated at the cathode is constantly removed from the modules into the pyrosynthesis chamber. At the same time, the valve for supplying the electroactivated solution (oxidant) from the activating module to the reactor with the starting material is opened. The material is saturated with a gas condensate oxidant and the leaching of metals occurs. Excessive active chlorine from the reactor through a slide valve enters the pyrosynthesis chamber. In the pyrosynthesis chamber at 400 ° C, hydrogen and chlorine are synthesized with the formation of hydrogen chloride. From the pyrosynthesis chamber, hydrogen chloride is diverted to a receiver filled with water, where it is cooled and diluted to obtain hydrochloric acid up to 5-10%. From the receiver, the resulting hydrochloric acid solution is fed back to the electrochemical activation modules. The process of leaching the material takes from 1 to 5 hours, depending on the elemental composition of the material. The reactor is equipped with a valve pocket, through which samples are taken for analysis every 30 minutes, according to which the end of the leaching process is judged. Then, the entire suspension formed is pumped to filtration, where the cake and the electrolyte solution enriched with valuable components are separated. Next, the solution is supplied for electroextraction.
Раствор обогащенного электролита с процесса фильтрации может быть реализован как полупродукт либо может быть подан на электроэкстракцию и электролиз. Предварительно до подачи на электролиз объем электролита может, а при технической необходимости и низком содержании металла в исходном материале, должен быть сокращен. Это достигается за счет удаления сопутствующих примесей на ионнообменных смолах либо же за счет сбора целевых компонентов на ионнобменных смолах, за счет введения в процесс мембран или диафрагм с технологией обратного осмоса, также за счет иных способов концентрации раствора электролита в том числе выпарки, вакуумной выпарки, процессов дистилляции и прочих. Данная система должна быть выполнена герметично и иметь хорошую вентиляцию.The enriched electrolyte solution from the filtration process can be implemented as an intermediate or can be submitted for electroextraction and electrolysis. Previously, before electrolysis is supplied, the volume of the electrolyte can, and if necessary, with a low metal content in the starting material, be reduced. This is achieved by removing accompanying impurities on ion-exchange resins, or by collecting the target components on ion-exchange resins, by introducing membranes or diaphragms with reverse osmosis technology into the process, and also by using other methods of concentration of the electrolyte solution, including evaporation, vacuum evaporation, distillation processes and others. This system must be airtight and have good ventilation.
Ниже представлены примеры конкретного выполнения опытов на различных металлосодержащих материалах.Below are examples of specific experiments on various metal-containing materials.
Для всех материалов использовался единый режим выщелачивания, оптимальный по результатам проведенных предварительных исследований. Разница установлена лишь для времени выщелачивания, необходимого для полного извлечения элементов в раствор и зависимого от состава материала.For all materials, a single leaching regime was used, optimal according to the results of preliminary studies. The difference is established only for the leaching time necessary for the complete extraction of elements into the solution and depending on the composition of the material.
- 3 026961- 3,026,961
Пример 1.Example 1
Была использована сульфидная руда. Время выщелачивания составило 170 мин. Химический состав опытной рудыSulfide ore was used. Leaching time was 170 minutes. The chemical composition of the experimental ore
Химический состав кека после процесса выщелачиванияThe chemical composition of the cake after the leaching process
Пример 2.Example 2
Была использована окисленная руда. Время выщелачивания составило 75 мин. Химический состав опытной рудыOxidized ore was used. Leaching time was 75 minutes. The chemical composition of the experimental ore
Был использован клинкер.Clinker was used.
Время на выщелачивание составило 211 мин. Химический состав клинкераLeaching time was 211 minutes. The chemical composition of clinker
- 4 026961- 4,069,961
Химический состав использованных хвостовThe chemical composition of the used tailings
Химический состав кека после процесса выщелачиванияThe chemical composition of the cake after the leaching process
Практическое извлечение целевых металлов из руды по меди, серебру и золоту составило 99, 94 иThe practical recovery of the target metals from ore for copper, silver and gold was 99, 94 and
93% соответственно. Потери укладываются в технологический регламент и обусловлены малой эффективностью использовавшихся фильтрующих элементов, недостаточным уровнем измельчения для полного выщелачивания золота и серебра в интерстициях, а также вполне возможной аналитической погрешностью.93% respectively. Losses fit into the technological schedule and are due to the low efficiency of the filter elements used, insufficient grinding to completely leach gold and silver in the interstitium, as well as a completely possible analytical error.
Выщелачивание по данной технологии не требует высокой степени измельчения материала, так как сам агент представляет собой газоконденсатную смесь. Поэтому оптимальной степенью измельчения является крупность материала -1мм (минус 1 мм) 80%, это, с одной стороны, позволит вскрыть большую часть материала, в том числе руд и интерстированных в них драгоценных и редкоземельных металлов, а с другой - упростит процесс фильтрации. Размер частиц -1мм (минус 1 мм) 80% намного более технологичен, чем флотационная пульпа, представляющая собой, по традиционным промышленным стандартам, 0,074 мкм 60-80%. Технология не требует нагревания реактора или создания дополнительного давления. Весь процесс выщелачивания проводится при нормальных условиях. На производство 1 кг оксидантов в пересчете на хлор требуется 2,5 кВт/ч, этого количества достаточно для выщелачивания 400-700 кг материала в час в зависимости от состава материала выщелачивания.Leaching according to this technology does not require a high degree of grinding of the material, since the agent itself is a gas condensate mixture. Therefore, the optimum degree of grinding is a material fineness of -1 mm (minus 1 mm) 80%, this, on the one hand, will allow to reveal most of the material, including ores and precious and rare-earth metals intersted in them, and on the other hand, it will simplify the filtration process. Particle size -1 mm (minus 1 mm) 80% is much more technological than flotation pulp, which is, according to traditional industry standards, 0.074 microns 60-80%. The technology does not require heating the reactor or creating additional pressure. The entire leaching process is carried out under normal conditions. The production of 1 kg of oxidants in terms of chlorine requires 2.5 kW / h, this amount is enough to leach 400-700 kg of material per hour, depending on the composition of the leach material.
Claims (6)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
EA201300266A EA026961B1 (en) | 2012-12-29 | 2012-12-29 | Method for processing metal-containing materials including ores, technogenic materials and metallurgical industry process wastes |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
EA201300266A EA026961B1 (en) | 2012-12-29 | 2012-12-29 | Method for processing metal-containing materials including ores, technogenic materials and metallurgical industry process wastes |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA201300266A1 EA201300266A1 (en) | 2014-06-30 |
EA026961B1 true EA026961B1 (en) | 2017-06-30 |
Family
ID=51013768
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA201300266A EA026961B1 (en) | 2012-12-29 | 2012-12-29 | Method for processing metal-containing materials including ores, technogenic materials and metallurgical industry process wastes |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
EA (1) | EA026961B1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2716345C1 (en) * | 2019-11-07 | 2020-03-12 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Method of processing technogenic polymetallic raw material for extraction of strategic metals |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4439235A (en) * | 1982-02-04 | 1984-03-27 | James J. Shepard, Jr. | Chlorination process for removing precious metals from ore |
US5169503A (en) * | 1988-06-24 | 1992-12-08 | Baughman David R | Process for extracting metal values from ores |
CN1109109A (en) * | 1993-11-22 | 1995-09-27 | 矿业发展有限公司 | Process for the electrochemical dissolution of sulfur-containing and/or concentrated minerals by ion-exchange membranes and potential differences |
RU2245378C1 (en) * | 2002-07-11 | 2005-01-27 | Александр Равильевич Космухамбетов | Method of leaching-out polymetallic raw material and device for realization of this method |
RU2403301C1 (en) * | 2009-04-24 | 2010-11-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of active leaching of metals from ores and concentrates |
-
2012
- 2012-12-29 EA EA201300266A patent/EA026961B1/en active IP Right Revival
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4439235A (en) * | 1982-02-04 | 1984-03-27 | James J. Shepard, Jr. | Chlorination process for removing precious metals from ore |
US5169503A (en) * | 1988-06-24 | 1992-12-08 | Baughman David R | Process for extracting metal values from ores |
CN1109109A (en) * | 1993-11-22 | 1995-09-27 | 矿业发展有限公司 | Process for the electrochemical dissolution of sulfur-containing and/or concentrated minerals by ion-exchange membranes and potential differences |
RU2245378C1 (en) * | 2002-07-11 | 2005-01-27 | Александр Равильевич Космухамбетов | Method of leaching-out polymetallic raw material and device for realization of this method |
RU2403301C1 (en) * | 2009-04-24 | 2010-11-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of active leaching of metals from ores and concentrates |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2716345C1 (en) * | 2019-11-07 | 2020-03-12 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Method of processing technogenic polymetallic raw material for extraction of strategic metals |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EA201300266A1 (en) | 2014-06-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AP538A (en) | Production of metal from minerals | |
US8268232B2 (en) | Dissolution apparatus for noble metals | |
CN105905874A (en) | Method of recycling tellurium from anode mud | |
EA005630B1 (en) | System and process for recovering copper from a copper-containing material | |
KR101640462B1 (en) | Hydrometalurgical process and apparatus for recovering metals from waste material | |
CN105821215A (en) | Method for recycling metal bismuth from anode slime | |
CA2829663C (en) | Gold and silver extraction technology | |
CN107746957A (en) | A kind of method that rare precious metal is reclaimed in the copper leached solution from copper anode mud | |
EP3172348A1 (en) | Recovery of zinc and manganese from pyrometallurgy sludge or residues | |
BG66733B1 (en) | Method of extracting precious metals from ores using halogenes | |
CN114892007B (en) | Method for recycling valuable metals from selenium slag steamed by complex copper anode slime | |
JP2012246198A (en) | Method for purifying selenium by wet process | |
JP2015081378A (en) | Method for recovering noble metal | |
JP2020105587A (en) | Treatment method of acidic solution containing noble metal, selenium and tellurium | |
JP5200588B2 (en) | Method for producing high purity silver | |
CN105705664A (en) | Process for the selective recovery of lead and silver | |
EP3575420A1 (en) | Bismuth purification method | |
RU2510669C2 (en) | Method of extracting noble metals from wastes | |
EA026961B1 (en) | Method for processing metal-containing materials including ores, technogenic materials and metallurgical industry process wastes | |
RU2744291C1 (en) | Method of extraction of copper (i) oxide cu2o from multicomponent sulfate solutions of heavy non-ferrous metals | |
JP2012246197A (en) | Method for purifying selenium by wet process | |
JP2020105588A (en) | Treatment method of mixture containing noble metal, selenium and tellurium | |
US20220112616A1 (en) | Method for cleanly extracting metallic silver | |
RU2618050C1 (en) | Processing method of copper anode slime | |
RU2655413C9 (en) | Method for processing polymetallic raw materials (variants) and device for its leaching |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ TJ TM |
|
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): BY KZ KG RU |
|
NF4A | Restoration of lapsed right to a eurasian patent |
Designated state(s): BY KZ KG RU |