Спосіб переробки лігатурного сплаву золота

 

Винахід відноситься до галузі металургії благородних металів, зокрема до способу афінажу золота. Спосіб відповідно до цього винаходу дозволяє за одну технологічну стадію електролізу з лігатурного сплаву золота отримувати золото, яке містить не менше 99,99% основного компонента. При цьому в електроліті концентруються метали платинової групи (МПГ), які вилучаються з відпрацьованого електроліту відомими способами.

У патенті RU 2176279 С1 (опубл. 27.11.2001, МПК С22В 11/00, С22В 7/00, С25С 1/20) описується спосіб переробки вторинної золотовмісної сировини в «чисте золото» вилученням золота з концентратів, відходів електронного та ювелірної промисловості однією технологічною стадією електролізом в титановій анодної кошику, покритої каталізатором з додаванням солі металів змінної валентності та комплексоутворювача. Золото випадає в осад з електроліту, а інші метали осідають на катоді.

У патенті RU 2176279 С1 описаний також варіант способу, що полягає в анодному розчиненні витягнутого на першій стадії золота у водному розчині золотохлорістоводородной кислоти з осадженням золота на катод, хлориду срібла на дно електролізера, накопиченням примі�аніонітових або пористою діафрагмою. Отримане в результаті золото піддають очищенню електролітичним шляхом для отримання продукту з вмістом золота 99,99-99,999%. Недолік способу в тому, що продукт із вмістом золота 99,99-99,999% отримують у дві стадії.

У джерелі GB 157785 А (опубл. 10.04.1922, МПК С25С 1/20) описуються варіанти виділення благородних металів, зокрема золота, включаючи стадії розчинення в царській горілці, з отриманням дорогоцінних металів, у тому числі чистого катодного золота. Згідно способу золото і срібло можуть бути виділені з шламу обробкою, наприклад, азотною або сірчаною кислотою.

У джерелі JP 11229053 А (опубл. 24.08.1999, МПК С01G 7/00, С22В 11/06, С22В 7/00) розкривається технічне рішення, в якому виділення золота здійснюють додаванням 63% азотної кислоти в обессеребряний шлам, отриманий шляхом електролізу і містить соляну кислоту, шляхом перетворення його в золотохлорістоводородную кислоту при регульованому додаванні азотної кислоти.

Спосіб дозволяє отримати золото з чистотою 99,999%. Однак спосіб не є електрохімічним і відноситься до переробки шламу, отриманого після електрохімічного афінажу лігатурного сплаву золота. Недоліком способу є утворення великої кількості мато.

У промисловості використовується для отримання чистого золота метод Волвилля, або хлорне рафінування (процес Міллера) (див., наприклад, GB 483741 А, опубл. 26.04.1938, МПК С25С 1/20). Відповідно до процесу Міллера хлорне рафінування (див., наприклад, GB 435731 А, опубл. 26.09.1935, МПК С25С 1/20), полягає в тому, що чорнове золото або його концентрат плавлять в печі і через розплав пропускають газоподібний хлор, який вступає в реакцію з домішками. При цьому утворюються або газоподібні сполуки, які видаляються аспіраційної вентсистемой, або нелеткі з'єднання, спливають на поверхню розплаву у вигляді шлаку. Золото та інші благородні метали, крім срібла, в присутності домішок з хлором практично не реагує і концентрується в розплаві, срібло у вигляді хлориду переходить в шлаки. Спосіб дозволяє очистити золото до концентрації близько 99.5%.

Недоліки вищевказаного методу:

- недостатня глибина очищення;

- золото не відділяється від металів платинової групи (МПГ).

Використовується в промисловості також гідрометалургійний спосіб. Відповідно до цього способу сплав лігатурного золота розчиняють в соляній кислоті в присутності окислювача або в «царській горілці», після чого в розчин �пиняється в першу чергу і у вигляді порошку випадає в осад, всі домішки залишаються в розчині (див., наприклад, патент UA 2151210 С1, опубл. 20.06.2000, МПК С22В 11/00, С22В 3/06, С22В 3/20).

Спосіб дозволяє очистити золото до концентрації 99,99%.

Недоліки цього способу:

- утворення великої кількості оборотних маткових і промивних розчинів;

- неможливість концентрування МПГ;

- відносно високі трудовитрати.

Найбільш близьким до способу пропонованого винаходу, який вибраний в якості прототипу, є спосіб електрохімічного рафінування (метод Волвилля). Згідно з вказаним способом проводять виділення золота шляхом електролізу солянокислого розчину золотохлорістоводородной кислоти (HAuCl4) з надмірною кислотністю за HCl 70-150 г/л. Для отримання золота 99,99% електроліз ведуть в дві стадії (див. І.М. Масленіцкій та ін., Л.В. Чугаєв, В.Ф. Борбат, М.В. Нікітін, К.С. Стрижко. Металургія благородних металів. М.: Металургія, 1987. С.331-332).

На першій стадії в якості електроліту використовують відпрацьований електроліт другій стадії, аноди відливають з лігатурного сплаву золота з вмістом золота не менше 85%, срібла - не більше 13%, в якості катодів використовують фольгу з золота чистотою не менше 99,9%. Катодний осад утворюється у вигляді губк� розчинених і зважених домішок (шламів). На краях катодів утворюються досить довгі дендрити голчастої форми, що робить неможливим використання катодних чохлів для захисту катодного осаду від зараження зваженими частинками шламу електролізу. Основною домішкою в катодному осадженні 1-й стадії є срібло, зміст якого, як правило, складає більш 0,01%. З катодного осаду першій стадії електролізу відливають аноди для другої стадії. В якості катодів на другій стадії використовують фольгу з золота чистотою не менше 99,99%. Електроліт для другої стадії електролізу готують электролхимческим шляхом спеціальних електролізерах з використанням аніонообмінних мембран. На другій стадії вміст домішок і шламів в електроліті на порядок менше, ніж на першій стадії, тому вміст золота в катодному осадженні досягає 99,99%. У процесі електролізу в електроліті знижується концентрація золота, тому його періодично збагачують добавками свіжого електроліту, який готують спеціально для цієї мети електрохімічним способом, як вказувалося вище. На 1-й стадії процес ведуть з використанням асиметричного струму для зменшення пасивації анодного сплаву хлоридом срібла (метод Волвилля).

Недоліки указу�кже зростання дендритів голчастої форми на катодах;

- в процесі електролізу концентрація золота в електроліті знижується, доводиться готувати і доливати свіжий, багатий по золоту розчин з використанням спеціального обладнання;

- в процесі задіяно подвійне по відношенню до одностадийному варіанту кількість золота, що істотно збільшує його кількість в незавершеному виробництві;

- подвійний витрата електроенергії і трудовитрат.

Завданням цього винаходу є удосконалення відомого способу отримання аффинированного золота. Спосіб згідно винаходу проводять в одну стадію, з одержанням цільового продукту (катодного осаду) з вмістом золота не менше 99,99%. Спосіб дозволяє скоротити тривалість афінажу, знизити «задалживаемость» золота, енерго - і трудовитрати.

Згідно з цим винаходу спосіб переробки лігатурного сплаву золота, що містить не більше 13% срібла і не менше 85% золота, включає електроліз з використанням розчинних анодів з вихідного сплаву, з використанням в якості електроліту солянокислого розчину золотохлорістоводородной кислоти (HAuCl4) з надмірною кислотністю за HCl 70-150 г/л і з осадженням чистого золота на катодах, причому в вих� 70÷100 г/л і далі в процесі електролізу в електроліт дозовано додають азотну кислоту.

У процесі електролізу в електроліт додають азотну кислоту в кількості 18÷22 г у перерахуванні на 100-процентну азотну кислоту на 1 кг одержуваного катодного осаду.

Електроліз ведуть з приміщенням катодів в катодні клітинки, обтягнуті фільтрувальним полотном, стійким до хімічних і температурних впливів в умовах процесу електролізу.

В якості електроліту при електролізі використовують солянокислий розчин золотохлорістоводородной кислоти (HAuCl4) з концентрацією золота 200-400 г/л і надлишковою кислотністю за HCl 70-150 г/л. Катодні осередку захищають катоди від контакту з анодним шламом.

Для проведення способу згідно з цим винаходу електроліт готують шляхом розчинення лігатурного сплаву золота в соляній кислоті з добавкою окислювача (наприклад, газоподібного хлору). Перед початком електролізу в електроліт додають азотну кислоту у кількості з розрахунку одержання її концентрації в розчині 70÷100 г/л і далі в процесі електролізу регулярно додають електроліт азотну кислоту в кількості 18÷22 м 100-відсоткової азотної кислоти на 1 кг одержуваного катодного осаду. Така добавка, по-перше, стабілізує концентрацію золота в електроліті, по-друге, создс невеликими округлої форми дендритами.

Більш докладно спосіб відповідно до цього винаходу здійснюється наступним чином.

У електролізер, що представляє собою прямокутну ванну з матеріалу, стійкого до дії царської горілки при температурі до 80°C (титан, поліпропілен, фторопласт), встановлюють об'ємні рамки, обтягнуті фільтрувальним полотном, - катодні клітинки. Рамки і фільтрувальне полотно виготовляють із матеріалу, стійкого до дії царської горілки при температурі до 80°C, наприклад, рамки з поліпропілену, а фильтроткань з поліпропілену, хлорина, фторлона. У катодні осередку поміщають титанові катоди і з'єднують їх з мінусовою шиною токоподвода. На анодні штанги, розташовані між катодними осередками і сполучені з позитивною шиною токоподвода, підвішують аноди з лігатурного сплаву золота з вмістом золота не менше 85%, срібла не більше 13%. У електролізер заливають заздалегідь приготовлений і нагрітий до температури 50÷60°C розчин золотохлорістоводородной кислоти, в якому міститься Au 250÷350 г/л, надлишок HCl 70÷150 г/л, і додають азотну кислоту у кількості з розрахунку одержання її концентрації в розчині 70÷100 г/л. Потім на струмопровідні шини подають напругу постійного струму 2÷4 В оизводительность електролізера, в електроліт 6÷8 разів на добу додають азотну кислоту в кількості 18÷22 м 100-відсоткової азотної кислоти на 1 кг одержуваного катодного осаду. Періодично, через 16÷24 год катоди виймають і знімають з них катодний осад у вигляді щільних блискучих листів металу. Аноди замінюють по мірі їх розчинення.

Добавки азотної кислоти в зазначеній кількості забезпечують, по-перше, освіта катодного осаду у вигляді щільного листа металу, який легко відмивається водою від електроліту і що містяться в ньому домішок, по-друге, на катодному осадженні не утворюються дендрити голчастої форми, що дозволяє поміщати катоди в катодні комірки, не побоюючись «проростання» дендритів крізь полотно катодних комірок і його розривів при витяганні катодів для знімання катодного золота, по-третє, азотна кислота зрушує рівновагу процесу електролізу таким чином, що концентрація золота в електроліті не знижується і відпадає необхідність коригування складу електроліту добавками багатого по золоту розчину, а отже, і приготування такого розчину з використанням спеціального обладнання.

Приклад 1 (прототипу)

Очищенню піддають сплав лігатурного золота з вмістом золота 95÷98%, сер�лористоводородной кислоти (HAuCl4) з надмірною кислотністю за HCl 70÷150 і з вмістом золота 200÷250 г/л. При падінні концентрації золота нижче 200 г/л додають заздалегідь приготовлений розчин HAuCl4з концентрацією золота 400÷450 г/л. Катодний осад промивають водою, потім концентрованою соляною кислотою і потім знову водою, сушать до постійної ваги, плавлять в індукційних печах і розливають в стандартні зливки з відбором вогненно-рідкої проби. Аналіз готової продукції золота виконується із застосуванням одного з методик кількісного хімічного аналізу регламентованих:

- ГОСТ 27973.1-88 Золото. Методи атомно-емісійного аналізу;

- ГОСТ 27973.2-88 Золото. Методи атомно-емісійного аналізу з індукційної плазмою;

- ГОСТ Р 53372-2009 Золото. Методи аналізу;

- СТП 03-53-01 афіноване Золото. Визначення масових часток домішок, затв. ФГУП, 2002 р., розроблено ФГУП «ПЗЦМ», 2002 р., атестовано «Гіредмет», св-во №033-2002 від 21.02.2002 р.

Згідно з аналізами вміст золота в отриманих описаним способом стандартних злитках не перевищує 99,98%. Для отримання золота чистоти 99,99% і більше необхідна друга стадія електролізу.

Срібло, МПГ і неблагородні домішки концентруються в електроліті і шламі. Періодично відпра�емому способом)

Очищенню піддають сплав лігатурного золота з вмістом золота 95÷98%, срібла 1÷4%, Mill у сумі до 1%. Очищення ведуть електролізом з використанням в якості електроліту розчину золотохлорістоводородной кислоти (HAuCl4), з надмірною кислотністю за HCl 70÷150, з вмістом золота 250÷350 г/л і з додаванням азотної кислоти при приготуванні вихідного електроліту до концентрації HNO370÷100 г/л. Катоди з титанового листа поміщають в катодні клітинки, обтягнутий полотном, з фильтроткани фторлон (хлорин, поліпропіленова тканина). Процес електролізу ведуть при тих же струмових параметрах, що і в прикладі 1. У процесі електролізу виробляють додавання азотної кислоти 6 разів на добу в кількості 18÷22 м 100-відсоткової азотної кислоти на 1 кг одержуваного катодного осаду. Продуктивність електролізера дорівнює 90 кг катодного осаду на добу. Додають технічну азотну кислоту з вмістом HNO3630 г/л. Тобто в добу додають по 2,57÷3,14 л технічної азотної кислоти. Знімання катодного осаду роблять 1 раз на добу. Отримують катодне золото чистоти понад 99,99% з вмістом срібла 0,0005÷0,0015%. Методи аналізу вказані в прикладі 1. Срібло, МПГ і неблагородні домішки концентруються в електроліті і шламі. �м чином, отримують золото чистотою не менше 99,99% за одну стадію електролізу.

Технічним результатом запропонованого винаходу є забезпечення очищення золота від домішок шляхом електролізу за одну стадію з одержанням цільового продукту (катодного осаду) з вмістом золота не менше 99,99%. При цьому скорочується тривалість афінажу, знижуються «задалживаемость» золота, енерго - і трудовитрати.

1. Спосіб переробки лігатурного сплаву золота, що містить не більше 13% срібла і не менше 85% золота, що включає електроліз з використанням розчинних анодів з вихідного сплаву, з використанням в якості електроліту солянокислого розчину золотохлорістоводородной кислоти (HAuCl4) з надмірною кислотністю за НСl 70-150 г/л і з осадженням чистого золота на катодах, що відрізняється тим, що у вихідний електроліт перед початком процесу електролізу вводять азотну кислоту до її концентрації в електроліті 70÷100 г/л і далі в процесі електролізу в електроліт дозовано додають азотну кислоту.

2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що в процесі електролізу в електроліт додають азотну кислоту в кількості 18÷22 м 100-відсоткової азотної кислоти на 1 кг одержуваного катодного осаду.

льтровальним полотном, стійким до хімічних і температурних впливів в умовах процесу електролізу.



 

Схожі патенти:

Спосіб вилучення благородних металів з наполегливої сировини

Спосіб вилучення благородних металів з наполегливої сировини включає стадію електрообробки пульпи подрібненої сировини в хлоридно розчині і наступну стадію вилучення товарних металів, у якому 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 рН 0,2-1,0. На початковому етапі стадії електрообробки при перемішуванні пульпи встановлюють об'ємну щільність струму в діапазоні 1000-10000 А/м3 при 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. Оброблену пульпу передають на стадію вилучення товарних металів, для чого встановлюють в електролізері катодну щільність струму в діапазоні 50-200 А/м2. Стадію вилучення вважають завершеною при досягненні значення рН 3-7, після чого катодні опади обох згаданих стадій об'єднують і спрямовують на отримання металів відомими способами. ТехниѾринации пульпи рудного матеріалу з подальшим доизвлечением шуканих металів на тих же самих катодах. 10 з.п. ф-ли, 3 іл., 1 табл.
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 технології отримання наночастинок золота. Спосіб отримання наночастинок золота з сировини, що містить залізо і кольорові метали, включає отримання царсководочного розчину золота з використанням царської горілки. Потім ведуть флотоэкстракцию прекурсорів золота катионними ПАР з розчину, відділення та випаровування органічної фази для концентрування рекурсоров золота. Далі проводять відновлення концентрату з отриманням дисперсії наночастинок золота. При цьому вихідна сировина спочатку обробляють соляною кислотою з утворенням нерозчинного осаду. Отримання царсководочного розчину здійснюють розчиненням в царській горілці нерозчинного осаду. Перед флотоэкстракцией прекурсорів з царсководочного розчину видаляють азотну кислоту метиловим або етиловим спиртом або соляною кислотою. Технічним результатом є підвищення ефективності способу отримання наночастинок, а саме збільшення кількості одержуваних наночастинок золота або його гібридів з благородними металами. 3 пр.

Спосіб переробки золотовмісних концентратів подвійний відчайдушність

Спосіб може бути використаний у гідрометалургії для переробки золотовмісних концентратів подвійний наполегливість, тобто сировини, що містить тонко діспергіроване в сульфидах золото і органічне вуглиста речовина. Перед подачею в автоклав кислу пульпу концентрату, отриману після попередньої кислотної обробки концентрату, відмивають від хлоридів. Автоклавного вилуговування ведуть при температурі 225-235ºС і закінчують після досягнення окислювально-відновного потенціалу пульпи в інтервалі +700 ÷ 730 мВ відносно стандартного водневого електрода. Для відмивання пульпи від хлоридів на фільтрі або при безперервній противоточной декантації використовують гарячий конденсат або природну воду, та/або демінералізовану воду. Для підтримки заданої температури при автоклавном вилуговуванні в кожну секцію автоклава подають холодну свіжу та/або оборотну воду. Технічним результатом є істотне підвищення вилучення золота. 3 з.п. ф-ли, 7 іл., 3 табл., 2 пр.

Спосіб очищення серебросодержащего матеріалу

Винахід відноситься до області очищення срібловмісних матеріалів гідрометалургійним методом, наприклад вторинних матеріалів, якими є брухт і відходи деяких видів мікроелектроніки. Спосіб включає розчинення серебросодержащего матеріалу в азотній кислоті, введення при перемішуванні азотнокислий розчин нітриту натрію, виділення осаду солі срібла і подальшу його переробку з одержанням металевого срібла. При цьому після введення нітриту натрію реакційну суміш витримують протягом 1 години, потім вводять карбонат або бікарбонат натрію до рН пульпи в інтервалі 8-10. Виділився осад солі срібла у вигляді карбонату срібла відокремлюють від розчину фільтруванням. Нітрит натрію і карбонат або бікарбонат натрію вводять в сухому вигляді, при цьому нітрит натрію беруть з 25%-ним надлишком від стехіометрії. Технічним результатом є підвищення чистоти та ступеня виділення срібла з розчину при істотному спрощенні процесу. 1 з.п. ф-ли, 2 ін.

Спосіб вилучення благородних металів з наполегливої сировини

Спосіб вилучення благородних металів з наполегливої сировини включає стадію електрообробки пульпи подрібненої сировини в хлоридно розчині і наступну стадію вилучення товарних металів, у якому 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 рН 0,2-1,0. На початковому етапі стадії електрообробки при перемішуванні пульпи встановлюють об'ємну щільність струму в діапазоні 1000-10000 А/м3 при 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. Оброблену пульпу передають на стадію вилучення товарних металів, для чого встановлюють в електролізері катодну щільність струму в діапазоні 50-200 А/м2. Стадію вилучення вважають завершеною при досягненні значення рН 3-7, після чого катодні опади обох згаданих стадій об'єднують і спрямовують на отримання металів відомими способами. ТехниѾринации пульпи рудного матеріалу з подальшим доизвлечением шуканих металів на тих же самих катодах. 10 з.п. ф-ли, 3 іл., 1 табл.

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.
Up!