Спосіб вилучення благородних металів з наполегливої сировини

 

Винахід відноситься до металургії благородних металів, а саме до гідрометалургійним способів переробки наполегливих золото-, срібловмісних концентратів і руд.

Відомо, що вилучення металів з наполегливих золотовмісних руд, в яких благородні метали зосереджені в сульфідних мінералах у вигляді виникнення ізоморфної домішки або у вигляді твердого розчину і недоступні для прямого ціанування, представляє значні технологічні труднощі. Найбільш широко поширений у світі процес є багатостадійним, передбачає окислювальний випал в печі, ціанування недогарка з отриманням золотовмісних розчинів, витяг з них золота з використанням сорбції, цементації або електролізу. Відомий також процес гидрохлорирования упорних руд, здатний вирішити завдання комплексного вилучення цінних компонентів зважаючи на високу хімічну активність хлору відносно золота, але меншої до компонентів порожньої породи.

Варіант процесу гидрохлорирования, що отримав назву «electrochlorination» (електрохімічна хлоринация), передбачає пряме електрохімічне вплив на наполегливі руди з використанням хлору, що виділяється при електролізі розчинів хлору�єм електрохімічної комірки, анодний і катодний вузли в якій відокремлені один від одного пористої азбестовим перегородкою, утворюючи по суті діафрагмовий електролізер. Анодне простір забезпечує генерацію хлору, взаємодіючого з рудою в процесі інтенсивної агітації, а катодний вузол-виділення золота з відфільтрованого перегородкою розчину. У винаході (GB 190920471 A, Cobb, 07.09.1909) запропоновано пульпу з розміром частинок 60 меш з додаванням розчину хлориду натрію (5 г/л) піддавати електролізу в бездиафрагменном реакторі зі свинцевими електродами. Золото виділялося на катоді; хлорид срібла осаживался і міг бути витягнутий электролитически або іншим відомим шляхом. У винаході (US 3957603, Rhodes, 18.05.1976) описаний метод электрохлоринации для виділення золота з упорних руд, що включає приготування пульпи з меленої золотої руди з водою і хлоридом натрію в першому посудині і приміщення анода в зазначений перший посудину. Катод поміщають у другій посудину, що має пористу мембрану, так щоб електричний струм проходив через мембрану. Хлор, отриманий на аноді, взаємодіє з пульпою, переводить золото в розчин у вигляді хлористого золота.

У заявці WO 8706274 A1, Kelsall, 22.10.1987 описано метод і апарат для вилучення золота з іс�оизведен електрохімічно в анодному відділенні електрохімічної комірки. Окислювач вступає в реакцію з зазначеним сировиною і забезпечує утворення розчинних сполук, які перетворюються на золото в катодному відділенні клітинки. Описані й інші способи електрохімічної хлоринации для окислення наполегливої золотої руди та вивільнення металів з наполегливої сульфідного сировини в розчин. Для виділення самих металів рекомендувалися або сорбція, або інші відомі технології, не обумовлені попередньою электрохлоринацией, як, наприклад, електроліз золота з пульпи (див. кн. Хлоридна металургія золота. Зирянов М.Н., Леонов С.Б. - М: СП «Інтермет Інжиніринг», 1997, с.263-267). У цих дослідах електроліз золота з пульпи крупністю - 0,15 мм здійснювався на свинцеві або графітові електроди при густинах струму 50-100 А/м2зі ступенем вилучення 98-99%.

У винаході (ЕР 0115500 А, EVERETT, DEXTEC METALLURG, 15.08.1984 - найближчий аналог) описаний спосіб вилучення срібла і золота з руд і концентратів з використанням электрохлоринации. Спосіб включає приготування суміші руди або концентрату (пульпа 300 г/л), сильного електроліту - NaCl (250 г/л). Суміш підтримується при температурі нижче температури кипіння електроліту, при якій срібло і золото переходять в розчин, рН варьируетс� на катоді і може бути механічно відділений. Це спосіб також використовує діафрагмовий електролізер, хлор подається у вигляді газу або гіпохлориту. Електродна система працює тільки на осадження металів, причому з розчину. Повного осадження металів на катоді не гарантовано - перешкоджає діафрагма. Разом з тим є перспективним здійснення процесу электрохлоринации в пульпі і витяги з цієї пульпи цінних металів в єдиному технологічному циклі і з використанням однотипних електролізерів.

Даний винахід стосується удосконалення способу добування золота та інших благородних металів з наполегливої сировини без підготовчих операцій окислення сульфідів, в якому обидва процеси - электрохлоринация і отримання високоякісного осаду золота та інших цінних металів здійснюються в одному реакторі і практично одночасно. Крім того, винахід може бути використаний для широкого класу руд і матеріалів, що включають природні сорбенти, оскільки при рекомендованих температурах процесу сорбція з використовуваних розчинів пригнічується повністю.

Спосіб вилучення благородних і кольорових металів з наполегливої сировини включає стадію електрообробки пульпи подрібненої сировини в �ре з використанням щонайменше одного бездиафрагменного електролізера. На стадію електрообробки подають пульпу подрібненої сировини з співвідношенням Т:Ж=1:(1-20) в хлоридно розчині з концентрацією по хлору 60-180 г/л, яку підкисляють до рН 0,2-1,0. На початковому етапі стадії електрообробки при перемішуванні пульпи встановлюють об'ємну щільність струму в діапазоні 1000-10000 А/м3при напрузі на електролізері 2-5, яке підтримують постійним. Процес завершення електрообробки пульпи фіксують за фактом переходу через максимум тимчасової залежності величини струму і подальшого досягнення значення рН 1-2. Оброблена пульпа надходить на стадію вилучення товарних металів, для чого встановлюють в електролізері катодну щільність струму в діапазоні 50-200 А/м. Стадію вилучення вважають завершеною при досягненні значення рН 3-7, після чого катодні опади обох згаданих стадій об'єднують і спрямовують на отримання товарних металів відомими способами.

Вперте сировина являє собою руду, гравітаційний або флотаційний концентрат пірит - і/або арсенопиритних руд з вмістом сульфідів 20-80 мас.%. Подрібнена сировина має крупність часток, що не перевищує 0,15 мм

Реактор може містити самостійні електролізери для стадії електроустаткув�атодами. Реактор може містити електролізер з перемикачем режимів електрообробки пульпи. Хлоридний розчин може бути обраний із групи хлоридних розчинів, що містять хлориди NaCl, KCl, CaCl2, MgCl2. Підкислення пульпи може проводитися соляною кислотою. Стадію електрообробки проводять при температурах вище 60°С, переважно лежать у діапазоні від 60 до 90°С, а стадію вилучення товарного металу при температурах, що лежать в діапазоні від 20°С до 50°С. Катодні опади можуть бути відокремлені від катодів механічним шляхом. У бездиафрагменном електролізері можуть бути використані сталеві катоди і аноди, виконані з графіту або матеріалу на основі оксидів рутенію і титану.

Технічний результат - можливість попутного добування товарного металу безпосередньо в процесі электрохлоринации пульпи рудного матеріалу з подальшим доизвлечением шуканих металів на тих же самих катодах реактора на основі бездіафрагменних однотипних електролізерів.

Істота винаходу пояснюється на кресленнях, де на:

фіг.1 - блок-схема способу;

фіг.2 - тенденція поведінки об'ємної щільності струму I (A/m3) і рН в електролізері на стадії електрообробки від часу;

фіг.3 - а від часу.

Патентується спосіб передбачає проведення двох стадій впливу постійним електричним струмом в бездиафрагменном електролізері на пульпу наполегливих матеріалів з різними режимами впливу та умовами протікання реакцій.

Перша стадія призначена для найбільш повного і швидкого окислення сульфідів. Цьому сприяє інтенсивне перемішування, кисле середовище, нагрівання і високе значення струму. Золото вивільнюється і переходить в розчин під дією хлору-окислювача і хлорид іона-комплексоутворювача.

Струм в даному процесі виступає як реагент - джерело хлору. Його треба пропустити стільки, скільки необхідно для окислення сульфідів. Звідси випливає, що питома витрата електроенергії для кожного виду сировини буде індивідуальний і визначатися вмістом сульфідів. Але подавати електроенергію з будь-потужністю не можна. Якщо подавати її мало, то процес буде необґрунтовано розтягнутий у часі. Якщо подавати занадто багато, надлишок непрореагировавшего хлору буде марно відлітати в газову фазу. Тобто існує оптимальне значення, яке слід співвідносити з об'ємом V (м3) реакційної маси, тобто виражати в А/м3, що і використовується в патеЕси і шляхом створення кислого середовища, в якій окислювальна здатність хлору зростає. Знайдені інтервали, в яких подальше зниження значення рН менше 0,2 початкову швидкість реакції не підвищує, а збільшення рН більше 1,0 - знижує її.

Щодо температури процесу першій стадії. Більш висока температура, значно скорочуючи загальний час процесу, загалом на кінцевих показниках наступної стадії добування золота не позначається, і її оптимальне значення слід визначати з економічних міркувань. Однак при виборі температури слід враховувати дуже важливий момент. Якщо у вихідній сировині присутні хімічно стійкі природні сорбенти (вугілля, шунгіт, графіт), які хлором не руйнуються, температуру слід підтримувати не менш 60°С, що дозволяє повністю придушити процес вторинної сорбції золота цими сорбентами і уникнути додаткових втрат.

Розведення пульпи. Безсумнівно більш висока температура пульпи Т:Ж (т:м3)=1:(1-20) скорочує загальний час процесу, так як при одній і тій же об'ємної щільності струму на одиницю об'єму реакційної маси припадає менша кількість твердого матеріалу, однак при цьому не зазначається ні збільшення ступеня вилучення золота, ні зниження .

Концентрація реагенту (60-180 г/л хлор-іону). Верхня межа обраний з тих міркувань, що вище нього - область існування насичених розчинів, в яких сильно знижується розчинність газів. Враховуючи, що процес йде з участю хлору в атомарному і молекулярному вигляді, зниження його розчинності починає гальмувати процес. Нижня межа зумовлена тим, що подальше зниження, не позначаючись на повноті окислення сульфідів, веде до зниження вилучення золота.

Друга стадія - стадія вилучення товарних металів. На цій стадії після практично повного окислення сульфідів немає необхідності генерувати велику кількість хлору. Необхідно лише підтримувати деяку його робочу концентрацію, яка дозволяє завершити процес розчинення золота і не перешкодить процесу осадження його на катодах. Температура пульпи не має вирішального значення, тому що процес розчинення золота протікає з досить високою швидкістю навіть при кімнатній температурі. Однак при наявності природних сорбентів необхідно і тут підтримувати температуру не менше 60°С. Перехід струмового навантаження через максимум Imaxбуде свідчити про те, що більша частина сульфідів окислилась, а вище�ие кислих продуктів реакції.

Далі слід встановити струмовий навантаження Icз розрахунку катодного щільності струму 50-200 А/м2. В області pH1починається гідроліз солей заліза і випадання гідратних опадів. У цей момент необхідно як можна повніше виділити золото з розчину, щоб не відбувалося його захоплення утворюється осад. Це досягається тим, що при зазначеному режимі значно знижується об'ємна струмова навантаження, сповільнюється процес нейтралізації пульпи і процес рясного осадкоутворення не спостерігається. Процес протікання відновних процесів на катоді ведеться до досягнення рН 3-7 (pH2). При цьому на катоді завершується осадження золота спільно з іншими елементами, а також відбувається практично повне випадання в осад заліза і миш'яку. Метал осідає на катоді у вигляді міцно зчепленого осаду. По мірі накопичення катод знімають і замінюють новим, а осад видаляють механічним або хімічним методом. Потім золотовмісний осад переробляють з одержанням металевого золота відомими методами. По завершенні процесу вилуговування, пульпу відфільтровують, твердий залишок промивають і відправляють на хвостосховищі, а отриманий розчин після коригування нЌе (руда, флотоконцентрат, гравітаційний концентрат) передається на операцію подрібнення (якщо необхідно). Потім сировину з крупністю частинок, що не перевищує 0,15 мм, направляється на операцію приготування пульпи. Пульпу готують з співвідношенням Т:Ж (т:м3)=1:(1-20) в хлоридно розчині з концентрацією по хлору 60-180 м/л. В якості хлоридів використовують хлориди лужних металів NaCl, KCl, CaCl2, MgCl2і їх суміші. Пульпу підкисляють до рН від 0,2 до 1,0, при цьому в якості регулятора кислотності може бути використана соляна кислота.

Приготовлена таким чином пульпа заливається в реактор, який представляє собою один або кілька бездіафрагменних електролізерів, що мають засоби регулювання протікаючого струму, засоби контролю кислотності і температури пульпи. Реактор забезпечений засобами інтенсивного перемішування пульпи в процесі електричного впливу. На початковому етапі стадії електрообробки при перемішуванні пульпи встановлюють об'ємну щільність струму в діапазоні 1000-10000 А/м3при напрузі на електролізері 2-5, яке підтримують постійним. При пропусканні електричного струму через розчин хлористого натрію або інших хлоридів в результаті електрохімічного �ереводит в розчинний стан складові їх елементи, у тому числі й ув'язнені в сульфидах товарні метали. Процес електрообробки пульпи супроводжується виділенням товарного металу на металевих електродах-катодах. При цьому процес завершення електрообробки пульпи фіксують за двома ознаками: за фактом переходу через максимум Imaxтимчасової залежності величини струму I=f (Т) і подальшого фактом досягнення значення рН1,рівному 1-2 (див. фіг.2).

Далі здійснюють вилучення (доизвлечение) товарних металів (золота, срібла, платини та ін., якщо є), для чого встановлюють в електролізері катодну щільність струму 1 с в діапазоні 50-200 А/м2(див. фіг.3). Стадію вилучення вважають завершеною при досягненні значення рН 3-7 (рН2), після чого катодні опади обох стадій об'єднують і спрямовують на отримання товарних металів відомими способами.

Реактор можливо виконати у вигляді самостійних електролізерів для стадії електрообробки пульпи і вилучення товарних металів, обладнаних засобами перемішування пульпи і знімними катодами або у вигляді єдиного електролізера з перемикачем режимів: режиму електрообробки пульпи або режиму вилучення товарних металів. Періодично, по мірі накопичення�хімічним способом. Очищені катоди використовуються знову. Бездиафрагменний електролізер може мати сталеві катоди і аноди, виконані з графіту або матеріалу на основі оксидів рутенію і титану. Останні, як відомо, використовуються в хлорної промисловості та дозволяють значно знизити витрату електроенергії на електроліз.

Проведення процесу в розчинах забезпечує відсутність газових викидів, а невелика кількість виділяється з розчину хлору може бути уловлено вентиляційною системою та повернуто в процес. Тверді відходи, які надсилаються на хвостосховищі, містять у собі шкідливі речовини важко в розчинному вигляді. Зокрема, миш'як утримується у вигляді арсената заліза, речовини, аналогічного природного мінералу - скородиту.

Досягнення технічного результату обґрунтовується певними лабораторними дослідами за результатами вилучення золота і срібла з флото - і гравітаційних концентратів з використанням макетів бездіафрагменних електролізерів; чисельні значення щільності струму і рН для кожного з дослідів наведені в Таблиці.

Досвід 1. Процес проводили в скляному посуді місткістю 0,8 дм3. Перемішування виконувалося за допомогою магнітної мішалки з подогра складалася з двох графітових анодів і одного змінного катода з нержавіючої сталі на токоизолирующей підвісці, встановленого між анодами на відстані 20 мм Електроди мали прямокутну форму розміром 55×120 (мм). Осередок занурювалася в пульпу на глибину 80-90 мм. Харчування осередку виконувалося від джерела постійного струму, який міг виконувати стабілізацію по струму або по напрузі. По мірі накопичення осаду катод замінювався на новий, а знятий катод промивали, сушили і знімали з нього осад механічним шляхом з допомогою скребка.

Сировина і його підготовка. Преса завзяте сировина - флотаційний концентрат з крупністю частинок - 0,15 мм, що містить: пірит 58,8%; арсенопирит 22,2%, золото 15,1 г/т; срібло 95,0 г/т. До 100 г сировини додано 0,5 дм3розчину хлористого натрію з концентрацією 120 г/л хлор-іону. Пульпа при перемішуванні була подкислена соляною кислотою до рН 0,70 і підігріта до температури 75°С.

Стадія електрообробки. В пульпу поміщають електродну клітинку і подають електричний струм, встановивши стабілізовану напругу 2,5 Ст. Загальний обсяг пульпи - 0,53 дм3робоча площа катода - 0,9 дм2. В цих умовах стадія електрообробки тривала 168 годин. Об'ємна щільність струму на початку досвіду встановилася на рівні 7000 А/м3, потім збільшилася до 9800 А/м3і через 168 годин сни Після закінчення 168 годин нагрівання був відключений і на клітинку стали подавати струм на рівні 1,8 А в режимі стабілізації струму. Встановлена при цьому об'ємна щільність струму 3600 А/м3відповідає катодного щільності струму 200 А/м2, яка рекомендується на цій стадії. В зазначеному режимі досвід тривав ще 20 годин. За цей час величина рН зросла до 6,11 і стадія вилучення металів визнана завершеною.

По закінченні досвіду відпрацьовану пульпу фільтрували, твердий залишок (хвости) промивали, сушили і зважували. Маса хвостів становила 82,4 г, вміст золота 0,78 г/т, срібла 0,4 г/т. Маса зібраного катодного осаду - 23,5 р. Вміст золота 61,4 г/т, срібла 344 г/т. Аналіз розчину показав концентрацію: золота 0,01 мг/л, срібла 1,37 мг/л. Таким чином, золото продуктів розподілилася наступним чином: катодний осад - 95,5%; хвости - 4,2%; розчин - 0,3%. Срібло: катодний осад - 92,5%; хвости - 0,3%; розчин - 7,2%.

Досвід 2. Процес проводили в скляному посуді місткістю 1,2 дм3. Перемішування виконувалося магнітною мішалкою. Конструкція електродної комірки і її харчування аналогічні досвіду 1. Осередок занурювалася в пульпу на глибину 80-90 мм

Сировина і його підготовка. Преса завзяте сировина - гравітаційний концентрат з крупністю частинок - 0,15 мм, що містить: пірит 39,9%; арсенопирит 17,4% і золото 50,1 г/т. До 100 пульпа при перемішуванні була подкислена соляною кислотою до рН 0,43.

Стадія електрообробки. В пульпу помістили електродну клітинку і подали електричний струм, встановивши стабілізовану напругу 2,5 Ст. Підігрів пульпи не проводився, температура в ході досвіду змінювалася в межах 20-27°С. Загальний об'єм пульпи склав 0,83 дм3робоча площа катода 0,9 дм2. В цих умовах дослід тривав 72 години. Об'ємна щільність струму на початку досвіду встановилася на рівні 1125 А/м3, потім збільшилася до 5000 А/м3і через 72 години знизилася до 4500 А/м3. При цьому рН з 0,43 знижувався до 0,02, а потім зріс до 1,82.

Стадія вилучення металів. Встановлено постійне значення катодного щільності струму на рівні 70 А/м2. У цьому режимі електроліз проводили ще протягом 21 год. За цей час величина рН зросла до 6,14, після чого стадія вилучення металів визнана завершеною.

По закінченні досвіду відпрацьовану пульпу фільтрували, твердий залишок (хвости) промивали, сушили і зважували. Вага хвостів склав 48,3 р. Вміст золота 4,4 г/т. Вага зібраного катодного осаду склав 33,9 р. Вміст золота 104,8 р/т. Аналіз розчину показав концентрацію золота 0,02 мг/л. Додатковий аналіз графітових анодів показав у них зміст 8,7 г/т сорбированного з,7%; сорбированное на аноді - 25,6%, хвости - 4,2%; розчин - 0,5%.

Досвід 3. Процес проводили в пластмасовому посуді місткістю 10 дм3. Перемішування виконувалося механічною мішалкою, виготовленої з вініпласту.

Електроліз проводився за допомогою двох електродних комірок, кожна з яких складалася з двох прямокутних графітових анодів розміром 140×200 мм і одного прямокутного катода з нержавіючої сталі розміром 140×200 мм Відстань між електродами становила 20 мм. Осередку занурювалися в пульпу на глибину ~ 115 мм. Харчування осередків виконувалося від джерела постійного струму, аналогічного дослідам 1,2.

Сировина і його підготовка. Преса завзяте сировина - флотоконцентрат крупністю частинок - 0,15 мм, що містить: пірит 10,9%; арсенопирит 9,1%; золото 12,8 г/т. До 1000 г сировини додано 6,0 дм3розчину хлористого натрію з концентрацією 120 г/л хлор-іону. Обробку вели при перемішуванні і температурі 25-30°С. Пульпу подкислили соляною кислотою до рН 0,68.

Стадія електрообробки. На електродні осередку подали струм, встановивши стабілізовану напругу 2,5 Ст. Загальний обсяг пульпи становить 6,3 дм3робоча площа катодів 6,4 дм2. В цих умовах дослід тривав 58 годин. Об'ємна пліт�сов знизилася до 1700 А/м3. При цьому рН з 0,68 знизився до 0,45, а потім зріс до 1,88.

Стадія вилучення металів. Далі процес продовжили в режимі стабілізації струму, встановивши катодну щільність струму 65 А/м2(об'ємна густина струму - 690 А/м3). Стадія вилучення тривала ще 38 годин. За цей час значення рН зросло від 1,88 до 6,45, після чого стадія вилучення металів визнана завершеною.

По закінченні досвіду відпрацьовану пульпу фільтрували, твердий залишок (хвости) промивали, просушили і зважили. Вага хвостів склав 848,4 р. Вміст золота 0,11 г/т. Вага зібраного катодного осаду становив 77,1 р. Вміст золота 95,9 р/т. Аналіз розчину показав концентрацію золота 0,28 мг/л. Додатковий аналіз графітових анодів показав в них вміст золота 0,45 г/т.

Таким чином, золото з продуктів процесу розподілилося наступним чином: катодний осад - 68,4%; сорбированное на аноді - 15,1%, хвости - 0,9%; розчин -15,6%.

Досвід 4. Процес проводили в скляному посуді місткістю 0,8 дм3. Перемішування виконувалося магнітною мішалкою. Електродна осередок аналогічна використовуваної в досліді 1, тільки замість графітових анодів використовувалися оксидні рутеній-титанові аноди тих же розмірів і стальнидм3розчину хлористого натрію з концентрацією 120 г/л хлор-іону. Пульпу подкислили соляною кислотою до рН 0,58.

Стадія електрообробки. В пульпу помістили електродну клітинку і подали електричний струм, встановивши постійна напруга 3,0 Ст. Загальний обсяг пульпи склав 0,53 дм3робоча площа катода 0,9 дм2. В цих умовах стадія електрообробки тривала 24 години. Об'ємна щільність струму на початку досвіду встановилася на рівні 6000 А/м3, потім збільшилася до 9100 А/м3і через 24 години знизилася до 3400 А/м3. При цьому рН з 0,58 знижувався до 0,46, а потім зріс до 1,62.

Стадія вилучення металів. Після 24 годин подано постійна напруга 2,5 Ст. В цьому режимі електроліз проводили протягом 18 годин. Катодна щільність струму встановилася на рівні 106 А/м2. За цей час рН зріс з 1,62 до 5,84, після чого стадія вилучення металів визнана завершеною.

По закінченні досвіду відпрацьовану пульпу фільтрували, твердий залишок (хвости) промивали, сушили і зважували. Вага хвостів склав 83,6 г, вміст золота 0,66 г/т. Вага зібраного катодного осаду 10,3 г, вміст золота 98,5 м/т. Аналіз розчину показав концентрацію золота 0,26 мг/л.

Таким чином, золото пет зазначити, результати, отримані для графітових і оксидних рутеній-титанових анодів, по суті не відрізняються, але в разі використання оксидних рутеній-титанових анодів знижується витрата електроенергії на одиницю сировини, що переробляється, а також відсутня сорбція золота на аноді, як це має місце при використанні графітових анодів.

Наведені досліди показують, що в процесі електролізу пульпи можливо вирішити кілька технологічних завдань: окислити сульфіди екологічно безпечним способом, розчинити міститься в них золото, отримати золото безпосередньо з пульпи, не вдаючись до операції фільтрування і концентрування з використанням сорбентів, і отримати на катодах продукт, придатний до безпосереднього отримання з нього металевого золота.

Спосіб може бути здійснений з використанням відомого у технології гідрометалургії обладнання для подрібнення сировини, приготування розчинів і пульп, електролізерів відомих конструкцій, а також засобів контролю і регулювання основних параметрів процесу.

ТАБЛИЦЯ
td align="center" namest="c3" nameend="c5">Досвід 2Досвід 3Досвід 4
Об'єм пульпиОб'єм пульпиОб'єм пульпиОб'єм пульпи
0,53 дм30,83 дм36.3 дм30,53 дм3
Площа катода 0,9 дм2Площа катода 0,9 дм2Площа катода 6.4 дм2Площа катода 0,9 дм2
Час, годСтрум, А/м3рНЧас, годСтрум, А/м3рНЧас, годСтрум, А/м3рНЧас, год70000,70111250,43110500,68160000,58
684000,28541250,322225000,45491000,46
1990000,642550000,024823000,56879200,52
2998000,694850000,3075500,61
5190000,607245001,82596901,881837700,69
7190000,50737901,82726904,П2434001,62
8490000,50937903,30966906,452518001,62
11688000,753118002,08
14266000,984218005,84
16862001,32
16936001,32
178
18836006,11

1. Спосіб отримання благородних металів з наполегливої сировини, що включає стадію електрообробки пульпи подрібненої сировини в хлоридно розчині і наступну стадію вилучення металів, відрізняється тим, що обидві стадії проводять в реакторі з використанням щонайменше одного бездиафрагменного електролізера, на стадію електрообробки подають пульпу подрібненої сировини з співвідношенням Т:Ж=1:(1-20) в хлоридно розчині з концентрацією по хлору 60-180 г/л, яку підкисляють до значення рН в діапазоні від 0,2 до 1,0, на початковому етапі стадії електрообробки при перемішуванні пульпи встановлюють об'ємну щільність струму в діапазоні 1000-10000 А/м3при напрузі на ел�навантаження через максимум тимчасової залежності величини струму і подальшого досягнення значення рН в діапазоні від 1 до 2, потім оброблену пульпу передають на стадію вилучення металів, для чого встановлюють в електролізері катодну щільність струму в діапазоні 50-200 А/м2при цьому стадію вилучення завершують при досягненні значення рН в діапазоні від 3 до 7, після чого катодні опади обох згаданих стадій відокремлюють від катодів, об'єднують і спрямовують на одержання металів.

2. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що завзяте сировина являє собою руду та/або гравітаційний та/або флотаційний концентрат пірит - і/або арсенопиритних руд з вмістом сульфідів 20-80 мас.%.

3. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що сировину подрібнюють до розміру часток, що не перевищує 0,15 мм

4. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що в бездиафрагменном електролізері катоди виконують металевими, а аноди - з графіту або матеріалу на основі оксидів рутенію і титану.
5 Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що для стадії електрообробки пульпи і вилучення металів реактор виконують з самостійними електролізерами, обладнаними засобами перемішування пульпи і знімними катодами.

6. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що реактор виконують з електролізером зі знімними катодами і перемикачем режимів стадій электроиз групи хлоридних розчинів, містять NaCl, KCl, CaCl2, MgCl2.

8. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що підкислення пульпи проводять соляною кислотою.

9. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що стадію електрообробки проводять при температурах вище 60°С, переважно в діапазоні 60-90°С, а стадію вилучення - при температурах в діапазоні від 20°С до 50°С.

10. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що при витяганні металів з наполегливої сировини, що містить природні сорбенти, згадані стадії проводять при температурах вище 60°С, переважно в діапазоні від 60°С до 90°С.

11. Спосіб за п.1, який відрізняється тим, що катодні опади металів відокремлюють механічним або хімічним шляхом.



 

Схожі патенти:
Винахід відноситься до металургії благородних металів і може бути використане для одержання кольорових, благородних металів та їх сплавів, отриманих при утилізації електронних приладів і деталей, а також для переробки бракованих виробів
Винахід відноситься до гідрометалургії благородних металів, зокрема до способу електрохімічного вилучення срібла із сріблоутримуючих струмопровідних відходів, і може бути використане при переробці різних видів поліметалічної сировини (лом радіоелектронної та обчислювальної техніки, відходи електронної, електрохімічної і ювелірної промисловості, концентрати технологічних переділів)
Винахід відноситься до колоїдному розчину наносрібла і способу його одержання і може бути використаний в медицині, ветеринарії, харчовій промисловості, косметології, побутової хімії та агрохімії

Спосіб вилучення золота з концентратів

Винахід відноситься до металургії благородних металів, зокрема отримання золота з багатих сульфідних концентратів

Установка для вилучення золота з деталей еом

Винахід відноситься до установки для вилучення золота з деталей ЕОМ

Спосіб очищення золотовмісних ціанистого розчину

Винахід відноситься до гідрометалургійним способів очищення золотовмісних ціаністих розчинів після десорбції золота від кольорових металів перед електроосадження золота
Винахід відноситься до гідрометалургії благородних металів (БМ) і може бути використане для вилучення золота або срібла електролізом з тиокарбамидних розчинів, переважно з розчинів з високим вмістом заліза
Винахід відноситься до металургії благородних металів і може бути використано на підприємствах по переробці вторинної металургії радіоелектронного брухту і при витяганні золота або срібла з відходів електронної та електрохімічної промисловості, зокрема до способу вилучення благородних металів з відходів радіоелектронної промисловості

Пристрій для вилучення металів електролізом

Винахід відноситься до пристрою для вилучення металів електролізом, зокрема до пристрою для вилучення золота
Винахід відноситься до способів одержання наночастинок сплаву платинових металів з залізом

Спосіб вилучення дисперсного золота з упорних руд і мінеральної сировини техногенного

Винахід відноситься до вилуговування золота з упорних руд і техногенного мінеральної сировини. При підготовці мінеральної маси до вилуговування в неї одночасно додають карбонатно-лужний розчин, що містить розчинений вуглекислий газ і активний кисень, отримані в результаті електрохімічної та/або послідовної електрохімічної і фотохімічної обробки содового розчину, комплексоутворювач і іонообмінну смолу, селективну по золоту, що містить за рахунок обробки в підготовленому в фотоэлектрохимическом або електрохімічному реакторі розчині активні радикали-окислювачі та іони-комплексообразователи для золота. Причому концентрацію комплесообразователей в смолі створюють більшу, ніж у розчині, яким обробляють мінеральну масу. Потім здійснюють розміщення підготовленої мінеральної маси в кюветі з гідроізольованими бортами і днищем і витримуванням її під вологонепроникною плівкою виробляють сорбційне вилуговування золота з агломерованого матеріалу. Причому вилуговування ведуть спочатку в пенетрационно-дифузійному режимі, а потім додають накислороженную воду або слабкий розчин основного реагенту-комплексообразоваѵхническим результатом є підвищення ефективності вилучення золота. 1 з.п.ф-ли, 1 іл., 1 пр.

Спосіб вилучення благородних металів з розчинів

Винахід відноситься до металургії благородних металів, зокрема до вилучення благородних металів з розчинів. Спосіб вилучення благородних металів з розчинів включає контактування розчину з сорбентом, нанесеним на носій з розвиненою поверхнею. В якості сорбенту використовують ксантогенат недорогоцінного металу, нанесений на носій. В якості носія використовують фільтрувальний гнучкий листовий матеріал. При цьому фільтруючий гнучкий листовий матеріал з нанесеним сорбентом згортають в рулон, який поміщають в сорбційну колону і контактування ведуть шляхом пропускання вихідного розчину через рулон. Технічним результатом є підвищення селективності вилучення і вмісту благородних металів в продукті при використанні доступних реагентів і матеріалів. 1 з.п. ф-ли, 1 табл., 1 пр.
Винахід відноситься до області гідрометалургії і може бути використане для вилучення дорогоцінних металів з відходів електронної та електротехнічної промисловості. Проводять розчинення олов'яного припою 5-20%-ним розчином метансульфоновой кислоти з добавками окислювача при температурі 70-90°C протягом двох годин. Потім видаляють пластмасу, промивають і відправляють на подальшу утилізацію. Після цього відділяють на сітці навісні і безкорпусні деталі, мікросхеми, відмивають їх від розчину метансульфоновой кислоти, сушать, подрібнюють до крупності - 0,5 мм, поділяють на магнітному сепараторі на дві фракції і переробляють їх пофракційно гидрометаллургическими методами. При цьому магнітну фракцію переробляють йод-йодидним методом, а немагнітну - царсько-горілчаним. Суспензію, що залишилася метаоловянной кислоти в розчині метансульфоновой кислоти з домішками золота і свинцю коагулюють при кип'ятінні протягом 30-40 хвилин і фільтрують. Відфільтрований осад промивають гарячою водою, сушать і прожарюють до отримання золотовмісних діоксиду олова з подальшим вилученням з нього золота. Технічним результатом є зниження витрат реагентів, втрат золота разом з оловом і

Спосіб сушіння геологічних проб золотовмісних руд в мікрохвильовій печі

Винахід відноситься до способу сушіння геологічних проб золотовмісних руд. Спосіб включає встановлення нормативного значення масової частки вологи в підсушеної пробі, нагрівання і охолодження нагрітої проби на повітрі. При цьому нагрівання проби ведуть при температурі від 30 до 135°С в мікрохвильовій печі. Перед нагріванням проби вимірюють масову частку вологи в пробі і нагрівання ведуть при тривалості, розрахованої за формулою: , де τ - тривалість операції нагрівання проби, хв; К - коефіцієнт пропорційності, що залежить від фізико-хімічних властивостей руди і типу печі, К=1,6·103÷1,0·104 , визначається експериментально для кожного типу руди; m - маса геологічної проби, кг; W1 - масова частка вологи у вихідній пробі, %; W2-нормативне значення масової частки вологи в підсушеної пробі, %; W2<1,5%; P - потужність мікрохвильової печі, Вт. Технічним результатом винаходу є зниження витрат електроенергії на сушіння проб, підвищення експресності процесу сушіння і поліпшення умов праці. 3 пр.
Винахід відноситься до способу переробки змішаних медьсодержащих руд. Спосіб включає дроблення, подрібнення, гравітаційне концентрування руди і переробку концентрату. При цьому руду подрібнюють до 0,6 мм. Гравітаційне концентрування ведуть на прямоточному шлюзі дрібного наповнення з отриманням концентрату, промпродукту і відвальних хвостів. Концентрат і промпродукт гравітаційного концентрування направляють на биовищелачивание в окремих циклах з використанням бактеріальних комплексів, що складаються з адаптованих до міді аутотрофних тіонових бактерій Ac.ferrooxidans, Ac.thiooxidans в активній фазі росту. Ступінь скорочення направляється на биовищелачивание матеріалу при гравітаційному концентрування складає 1000-1500. Биовищелачивание ведуть в чановом режимі при чисельності бактерій не менше 107 клітин/мл, щодо Т:Ж=1:5-1:9, активної або помірною аерації, температури 15-45°C протягом 90-120 годин. Технічним результатом є підвищення комплексності використання природної мінеральної сировини при збільшенні глибини переробки і використання екологічно безпечних технологічних рішень. 2 з.п. ф-ли, 1 пр.

Спосіб комплексного освоєння родовища вугілля енергетичних

Винахід відноситься до гірничої справи, до комплексного освоєння вугільних родовищ. Спосіб включає детальне вивчення речовинного складу вугільних пластів на предмет виявлення металів платинової групи, підлягають попутному вилучення. Виробляють селективну виїмку вугілля і при цьому вугілля з підвищеним вмістом осмію відокремлено поставляють на углесжигающее підприємство, в якості якого може бути використана котельня вугледобувного підприємства. Осмійсодержащій спалюють вугілля в топці низькотемпературного киплячого шару водогрійного або парового котла з не менш ніж двократним надлишком подається для горіння повітря в порівнянні з теоретично необхідною, температуру в обсязі киплячого шару підтримують на рівні 800±50°С. Газоподібні продукти згоряння направляють у емульгатор, в якому з них спочатку видаляють великі золовие частки, потім їм забезпечують контакт з розчином лугу типу NaOH; продукти взаємодії димових газів з розчином лугу виводять з емульгатора і направляють на відновлення осмію до металу. Винахід дозволяє підвищити ефективність комплексного освоєння родовищ енергетичного вугілля. 1 іл.
Винахід відноситься до гірської промисловості і може бути використане при вилуговуванні дисперсного золота з упорних руд. Спосіб включає буріння вибухових свердловин в рудному родовищі, аналіз бурового шламу, окреслення за результатами цього аналізу зон, заряджання свердловин формуванням в них зарядів з вибухових речовин (ВР) з диференційованим питомою витратою ВР по виділеним зонам. Потім ведуть підривання зарядів з дезінтеграцією руди і формуванням в руді тріщин, вилуговування золота з підірваної руди шляхом зрошення вищелачивающими розчинами реагентів і випуск продуктивних розчинів. При цьому свердловини в зонах з тонковкрапленними рудними мінералами і дисперсними формами знаходження золота бурять з ущільненої мережі. Причому в центральній частині зон при формуванні в них зарядів ВР розміщують коаксіально вбудовані один в одного контейнери з концентрованими розчинами двох видів реагентів, що утворюють при змішуванні вибуховими газами високоактивну реакційну суміш для окислення матриць руди, що включають дисперсне золото. Підривання зазначених зарядів виробляють з уповільненням щодо зарядів, розміщених у свердловинах, пробурених в зонах з прожилковим� утворюються при вибуху зарядів ВР газами инъектируется в тріщини. Технічним результатом винаходу є підвищення вилучення дисперсного золота за рахунок зростання ефективності вибухової підготовки руд до вилуговування. 1 пр.

Спосіб переробки відходів калійного виробництва

Винахід відноситься до способу переробки глинисто-сольових відходів (шламів) підприємств, переробних калієво-магнієві руди та кам'яну сіль. Спосіб переробки відходів калійного виробництва включає стадійно гідроціклонірованіе відходів у вигляді пульпи шламів з виділенням предконцентрата і пульпи хвостів. Потім здійснюють зневоднення, підсушування, гранулювання і сушку предконцентрата з отриманням концентрату. При цьому гідроціклонірованіе проводять у чотири стадії на 10-, 7-, 5 - і 5-градусних гідроциклон з температурою пульпи 40÷50°С, під тиском 3÷5 атм при співвідношенні насадків розвантаження:злив, що становить (1,14÷1,17):1. Сушіння грануляту проводять при температурі 150÷200°C. Після сушіння здійснюють випал грануляту при температурі 650÷950°C з отриманням недогарка. Після виділення предконцентрата пульпу хвостів відстоюють і згущену частина повертають у процес переробки на першу стадію гідроціклонірованія. Технічним результатом є максимальна утилізація відходів, а також те, що кінцевий продукт утилізації відходів - недогарок може бути використаний як комплексне добриво пролонгованої дії, що забезпечується особливостями його складу і стану, прид
Винахід відноситься до способу сепарації мінеральних частинок, що містять цінний компонент. Спосіб включає змішування водної пульпи вихідної сировини з дисперсією, що містить колоїдні магнітні частинки, і обробку отриманої суміші в магнітному полі для отримання концентрату цінного компонента. При цьому попередньо здійснюють стабілізацію дисперсії магнітних частинок обробкою у водному середовищі реагентами з узагальненою формулою A1-R-A2, де R - вуглеводневий радикал, вибраного з ряду С3-C18, група А1 - СООН або CONOH, A2 - OH або СН(ОН), або обробкою в середовищі рідкого вуглеводню реагентами з узагальненою формулою A1-R, де R - вуглеводневий радикал, вибраного з ряду С3-С18, група А1 - СООН або CONOH. Після стабілізації дисперсію обробляють функционализирующим реагентом і змішують з пульпою вихідної сировини. Витяг концентрату цінного компонента і магнітних частинок здійснюють осадженням в гравітаційному полі у вигляді магнітних флокул при напруженості поля в інтервалі 80-880 кА/м або на магнітних сепараторах у вигляді магнітних флокул при напруженості поля в інтервалі 32-800 кА/м. Технічний результат полягає в підвищенні ефективності вилучення тонких мінеральних частинок шляхом использи методами. 7 з.п. ф-ли, 5 табл., 5 пр.

Спосіб флотації срібла з кислих кекова цинкового виробництва

Винахід відноситься до збагачення корисних копалин і може бути використане при переробці кислих кекова цинкового виробництва. Спосіб флотації срібла з кислих кекова цинкового виробництва включає введення у флотационную пульпу з кекова збирача - бутилового ксантогенатів - і вспенивателя - флотомасла. Перед введенням бутилового ксантогенатів і вспенивателя пульпу піддають кондиціонування з тетрахлорэтиленом, що подається у вигляді водної емульсії, яка пройшла ультразвукову обробку. Технічним результатом є підвищення вмісту срібла в концентраті, яке досягається за рахунок видалення елементної сірки з поверхні мінералів. 2 табл., 1 пр.
Up!