Спосіб електрохімічного вилучення благородних металів

 

Винахід відноситься до металургії благородних металів і може бути використане при переробці вторинної сировини, що включає відпрацьовані каталізатори, в тому числі автомобільні, концентрати та інші матеріали з неорганічної структурою, містять метали платинової групи і реній.

Відомий спосіб регенерації благородних металів платини, паладію, родію або їх сумішей з відпрацьованих каталізаторів, в якому благородні метали попередньо вилуговуються з частинок подрібненого матеріалу в анодному відділенні електролізера з аніонообмінних мембраною. В якості електроліту при цьому використовується соляна кислота з концентрацією 5-35%, а вилуговування проводять у стаціонарному фільтруючому шарі частинок матеріалу або під флюідізірованном шарі при циркуляції електроліту через шар витравлюють матеріалу. На другій стадії благородні метали осаджують з отриманого розчину на вуглецевих частинках в катодній камері другого електролізера з катіонообмінної мембраною. Нарешті, на третій стадії благородні метали знову витравлюють анодним розчиненням у флюідізірованном шарі (UA 2119964, C22B 11/00, C22B 3/02. 05.12.1997).

Недоліком відомого способу є низька коебует проведення багатостадійної обробки матеріалів і ускладнює виробничий процес.

Відомий спосіб вилучення благородних металів з відпрацьованих каталізаторів, шламів, концентратів та інших матеріалів з неорганічної основою, в якому вилуговування благородних металів і осадження їх на засипних катоді проводять одночасно в одну стадію при циркуляції електроліту через стаціонарний фільтруючий або зважений шар частинок витравлюють матеріалу і електролізер з засипних катодом (UA 2103395, C22B 11/00, C22B 7/00, B01J 23/96. 18.09.1996).

Недоліком зазначеного способу є також низька концентрація благородних металів в розчинах вилуговування і складність технології, що використовує окремо розташовані функціональні технологічні блоки, що знижує продуктивність процесу вилучення.

Найбільш близьким до заявляється способу по розв'язуваної технічної задачі є спосіб вилучення благородних металів з відпрацьованих каталізаторів, концентратів та інших матеріалів з неорганічної основою, в якому оброблюваний матеріал у вигляді засипки поміщають в межелектродное простір електролізера, електрохімічне вилуговування благородних металів активують шляхом попередньої переполюсовки електродів в статиці для перетворення його в обѻяцию електроліту через засипку від анода до катода ведуть зі швидкістю, визначається з умови запобігання зносу на катод гідратованих аніонних хлоридних комплексів благородних металів, що утворюються при вилуговуванні в обсязі засипки шляхом контролювання спочатку процесу освітою у анода бурого хмари. Причому в якості електроліту використовують підкислену воду з вмістом соляної кислоти 0,3-4,0% (UA 2198947, C22B 11/00, 3/04, 7/00. 12.09.2000).

Відомий спосіб має наступні недоліки. Процес депассивации благородних металів в умовах тільки змінного струму є недостатньо ефективним через недостатнє виділення хлору на змінних електродах і неможливістю повного перекладу благородного металів у водорозчинну форму. Тому висока витяг шляхетних металів досягається при подальшому тривалому процесі хлорування засипки в прямому струмі при одночасному його електроосадженні. Час проведення наступної стадії електрохімічного вилучення благородних металів в умовах постійного збіднення концентрації благородних металів в електроліті також зростає. Необхідність прокачування електроліту через дрібнодисперсну засипку сировини ускладнює технологію вилучення благородних металів і призводить до забивши.

Завданням цього винаходу є підвищення ефективності процесу вилучення благородних металів з отриманням технічного результату, що полягає в спрощенні і підвищення продуктивності процесу, при забезпеченні високого відсотка вилучення благородних металів.

Технічний результат досягається тим, що у відомому способі електрохімічного вилучення благородних металів, переважно з відпрацьованих каталізаторів і концентратів, що включає обробку матеріалу в електроліті з вилуговуванням і попередньою активацією благородних металів змінним струмом і подальше їх електроосадження з електроліту на катод, попередню активацію благородних металів і подальше їх електроосадження з електроліту на катод проводять при температурі 90-160°C в умовах накладення процесів електролізу у змінному та постійному струмах, причому електроосадження благородних металів на катод ведуть циклічно, в умовах зменшення об'єму електроліту до припинення проходження струму, потім додають свіжий електроліт до початкового об'єму і повторюють стадію електроосадження. При цьому кількість циклів електроосадження благородних металів�их металів в умовах накладення процесів електролізу у змінному та постійному струмах забезпечує більш ефективну депассивацию і одночасне хлорування благородних металів за рахунок додатково інтенсивного і постійного виділення активного хлору на постійному аноді. Це в результаті приводить до мінімального залишковим вмістом благородних металів на носії і, відповідно, до більшого вилучення благородних металів. Здійснення стадії електроосадження благородних металів з електроліту при зменшенні об'єму електроліту в умовах накладення змінного струму ефективно сприяє процесу масопереносу електроліту, що знаходиться в порах частинок, в об'єм електроліту. Це підвищує концентрацію благородних металів в електроліті і прискорює кінетику електроосадження благородних металів. У тому випадку, якщо за перший цикл стадії электросаждения благородних металів, їх вилучення не досягає необхідної величини, то процес электросаждения повторюють, попередньо додавши свіжий електроліт до початкового об'єму. Підвищення температури процесів на стадіях активації і електроосадження до 90-160°C дозволяє більш повно розкривати певні форми благородних металів, які є пасивними, наприклад, такі як оксид паладію, і підвищити відсоток їх вилучення. Діапазон температур 90-160°C є оптимальним для повного розкриття більшості пасивних форм, при забезпеченні заданої продуктивності і надійності технологічної�мих істотних ознак. Це дозволяє вважати пропонований спосіб новим. З існуючого рівня техніки не відома також сукупність ознак, відмінних від ознак способу найближчого аналогу. Це дозволяє вважати пропонований спосіб володіє винахідницьким рівнем.

Приклади здійснення способу.

Приклад 1.

Відпрацьований каталізатор на основі оксиду алюмінію у вигляді соломки в кількості 19 кг з вмістом платини 0,2 мас.% засипали в електролізер і заливали водним розчином соляної кислоти. Початкова об'ємне співвідношення тверде/рідке Т/Ж=1/(1-2). При температурі 90°C на стадіях активації і електроосадження встановлювали струмові параметри в наступних діапазонах: для змінного струму амплітуда 90-130 А і частота 1-100 Гц, для постійного струму 10-20 А. Стадія активації склала 5 год. Потім, в ході процесу електроосадження платини, безперервно зменшували

об'єм електроліту, видаляючи його з електролізера, до моменту припинення проходження струму через засипку. В даних умовах витяг платини склало 99 мас.%. Повне час процесу склало 16 годину.

Приклад 2.

Відпрацьований автокатализатор з вмістом платини 0,1 мас.%, паладію 0,1 мас.%, родію 0,035 мас.% після помелу завантажували в электроли�тношение тверде/рідке Т/Ж=1/(1-2). При досягненні температури 90°C стадію активації проводили протягом 5 год в умовах змінного струму з амплітудою 60-140 А і частотою 1-100 Гц і постійного струму 20-30 А. На стадії електроосадження металів струмові параметри встановлювали в тих же діапазонах. Далі в ході процесу електроосадження безперервно зменшували об'єм електроліту, видаляючи його з електролізера, до моменту припинення проходження струму через засипку. На даному етапі витяг з платини становить 95 мас.%, паладію 98 мас.%, родию 72 мас.%. Повне час процесу склало 10 год. Для більш повного вилучення благородних металів з пасивних форм у електролізер знову заливали свіжий електроліт аналогічного складу та у первісному обсязі, а стадію електроосадження повторювали в колишніх умовах протягом 5 год. Загальне вилучення склало по платині 97 мас.%, паладію 99 мас.%, родию 82 мас.%.

Приклад 3.

Концентрат із вмістом платини 12 мас.%, паладію 6 мас.%, родію 2 мас.%, решта - шамот, у вигляді порошку завантажували в електролізер в кількості 15 кг і заливали електроліт на основі водного розчину соляної кислоти. Початкова об'ємне співвідношення тверде/рідке Т/Ж=1/(1-2). Процес проводили при температурі 96°C, в умовах змінно�однакові параметри встановлювали в тих же діапазонах. Далі електроосадження проводили в умовах зменшення об'єму електроліту протягом 5 год до моменту припинення проходження струму. Потім заливали свіжий електроліт і процес електроосадження повторювали протягом 8 годин у тих же умовах. Даний цикл повторювали в третій раз. Час третього циклу 10 год. Витяг платини після трьох циклів склало 99,85 мас.%, паладію 99,9 мас.%, родію 97,8 мас.%.

Приклад 4.

Відпрацьований каталізатор АПК-2 з вмістом паладію 1.8 мас.% у початковому стані, без попередньої обробки, завантажували в електролізер в кількості 0,2 кг. Заливали електроліт на основі водного розчину соляної кислоти. Об'ємне співвідношення тверде/рідке Т/Ж склало 1/(1-2). Постійний струм в процесі встановлювали в діапазоні 8-15 А, змінний струм в діапазоні 80-100 А, з частотою 1-100 Гц. Температуру піднімали до 160°C. Час стадії активації склало 1 годину. На стадії електроосадження струмові параметри встановлювали в тих же діапазонах. Далі, під час процесу електроосадження, частинами видаляли електроліт до повного припинення проходження струму. Після першого циклу обробки кількість видобутого паладію склало 99 мас.%. Весь процес зайняв 11 годину.

Як випливає з наведених приотипом спростити технологічні операції, підвищити продуктивність процесу при забезпеченні високого ступеня вилучення металів, у тому числі пасивних, важковидобувних форм. Наведені приклади реалізації запропонованого способу служать лише в якості ілюстрацій і не обмежують обсягу патентних домагань, визначається формулою винаходу.

1. Спосіб електрохімічного вилучення благородних металів з вторинної сировини, переважно у вигляді відпрацьованих каталізаторів і концентратів, що включає обробку матеріалу в електроліті з вилуговуванням і попередньою активацією благородних металів при накладенні змінного струму і подальше їх електроосадження з електроліту на катод, який відрізняється тим, що попередню активацію благородних металів і подальше їх електроосадження з електроліту на катод проводять при температурі 90-160°C при накладенні змінного і постійного струмів, причому електроосадження благородних металів на катод ведуть циклічно при зменшенні об'єму електроліту до припинення проходження струму, потім додають свіжий електроліт до початкового об'єму і повторюють цикл електроосадження.

2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що кількість циклів электроосажде�

 

Схожі патенти:
Винахід відноситься до металургійної галузі, зокрема до способу виділення срібла з мідного серебросодержащего сплаву в процесі електролітичного одержання міді. Спосіб включає проведення електролізу з анодним розчиненням мідної основи сплаву і з перекладом срібла в шлам. Перед електролізом електроліт попередньо дегазують. Вихідний сплав поміщають в касету. У процесі електролізу касету з вихідним срібловмісних мідним сплавом періодично піддають дії ультразвуку з щільністю енергії, що перевищує поріг кавітації в електроліті, що приводить до очищення поверхні гранул серебросодержащего сплаву. Технічним результатом є зниження питомої витрати електроенергії і підвищення концентрації срібла в шламі. 1 табл., 2 пр.
Винахід відноситься до металургії благородних металів, зокрема до аффинажу золота. Спосіб переробки лігатурного сплаву золота, що містить не більше 13% срібла і не менше 85% золота, включає електроліз з розчинними анодами з вихідного сплаву з використанням в якості електроліту солянокислого розчину золотохлорістоводородной кислоти (Haucl 4) з надмірною кислотністю за НСl 70-150 г/л. Електроліз ведуть з осадженням чистого золота на катодах. При цьому у вихідний електроліт перед початком процесу електролізу вводять азотну кислоту до її концентрації в електроліті 70÷100 г/л. Далі в процесі електролізу в електроліт дозовано додають азотну кислоту. Технічним результатом винаходу є проведення афінажу золота за одну стадію з одержанням цільового продукту з вмістом золота не менше 99,99% при скороченні тривалості процесу і зниження енерго - і трудовитрат. 2 з.п. ф-ли.

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

Установка для отримання шлакового щебеню з розплаву

Винахід відноситься до установки для отримання шлакового щебеню з розплаву. Установка містить пристрої для приймання та розподілу шлакового розплаву, охолодження і формування крупності шлакового щебеню під обертається навколо горизонтальної осі ємності, набраної з колосників, з розташованими в ній кулями, пристрій для відведення парогазової суміші і пристрій для доохлаждения і транспортування щебеню. Установка обладнана формователем, установленим на виході шлаку з ємності, набраної з колосників, і виконаним у вигляді двох водоохолоджуваних валків з горизонтальною віссю обертання, що обертаються назустріч один одному, при цьому поверхні валків формователя пружні і при сполученні утворюють кубовидний порожнини різних розмірів. Забезпечується збільшення виходу щебеню більш технологічною кубовидної форми з обмеженим вмістом лещадної та скорлуповидних зерен, зниження температури поверхні зерен щебеню і поліпшення його міцнісних властивостей. 1 іл.
Винахід відноситься до способу вилучення рідкісноземельних і благородних металів з золошлаків енергетичних підприємств. Спосіб включає підготовку золошлаків, змішання їх з витравлюють розчином, накопичення біомаси мікроорганізмів, бактеріальне вилуговування рідкісноземельних і благородних металів, розподіл отриманої суспензії на осад і осветленную рідина з виділенням з останньої рідкісноземельних і благородних металів. При цьому на стадії накопичення біомаси мікроорганізмів додають насичений розчин карбонату кальцію у кількості 1-10% від витрати витравлюють розчину. Бактеріальне вилуговування проводять в режимі багатокамерній флотації з інтенсивністю аерації 0,1-0,5 м3/м2·хв, причому інтенсивність аерації в кожній наступній камері знижують у порівнянні з попередньою на 5-10%. В якості мікроорганізмів використовують бактерії роду Acidithiobacillales. Флотацію здійснюють з використанням дрібнодисперсного аерації з середнім розміром бульбашок 20-300 мкм. Розмір бульбашок в кожній наступній камері збільшують на 10-15%. Технічним результатом винаходу є підвищення вилучення рідкісноземельних і благородних металів з золошлаків за рахунок інтенсифікації про�

Установка бактеріального вилуговування металів з техногенних відходів

Винахід відноситься до бактеріального вилуговування металів з техногенних відходів. Установка для бактеріального вилуговування металів з техногенних відходів включає апарат для накопичення біомаси мікроорганізмів у рідкому середовищі з техногенними відходами, апарат для вилуговування металів з техногенних відходів, вузол для виділення металів з рідкого середовища з техногенними відходами у вигляді апарату для іонної флотації і блок регенерації вилуговуючих розчинів у вигляді резервуара з пневматичною системою аерації. Апарат для накопичення біомаси мікроорганізмів оснащений турбінною мішалкою і виносним контуром охолодження. Як апарату для вилуговування металів використаний багатокамерний флотаційний апарат з пристроями перетікання рідкого середовища з техногенними відходами з камери в камеру, виконаний з можливістю зміни умов аерації та інтенсивності перемішування. Забезпечується збільшення ступеня вилуговування металів з техногенних відходів. 4 з.п. ф-ли, 5 іл.

Спосіб переробки мідного гальваношлама

Винахід відноситься до переробки техногенних відходів. Готують шихту шляхом змішування мідного гальваношлама з карбонатом натрію хлоридом натрію і з вугіллям чи вугіллям і касситеритовим концентратом. Проводять відновлення окислених металів шламу в реакційної ємності розплавленням шихти при температурі 1000-1100ºС протягом 1,5 ч. Отриманий розплав охолоджують і відокремлюють затверділий мідний сплав від шлаку. Забезпечується підвищення ступеня вилучення міді з шламів гальванічного міднення, а також зменшення кількості домішок у складі чорнового сплаву. 2 табл., 3 пр.

Спосіб демеркуризації люмінесцентних ламп

Винахід відноситься до галузі охорони навколишнього середовища і може бути використане для утилізації відпрацьованих і дефектних люмінесцентних ламп. Спосіб демеркуризації люмінесцентних ламп включає їх руйнування та обробку відходів під шаром попередньо приготованого демеркуризационного розчину, промивання і сортування відходів. При цьому демеркуризационний розчин готують шляхом синтезу полісульфіду кальцію, що утворюється в демеркуризаторе при температурі 50°C з вапна і сірки при співвідношенні 1:2 з концентрацією сірки 51-100 г/л. Причому в розчин додають 5% від маси вапна анионактивного ПАР у вигляді алкилсульфата і 10% від маси вапна неіоногенної ПАР у вигляді синтанола (оксіетілірованний спирту). Після обробки відходів проводять злив відпрацьованого розчину з демеркуризатора, його очищення від сульфіду ртуті і надходження в накопичувальну ємність, з якої очищений розчин подають на приготування промивальної рідини. Технічним результатом є забезпечення повноти десорбції ртуті з поверхні скловиробу, запобігання розкладання полисульфада кальцію в процесі попереднього зберігання перед використанням, підвищення екологічної чистоти і ефектив

Спосіб переробки шламу медеэлектролитного

Винахід відноситься до галузі металургії кольорових і благородних металів. Медеэлектролитний шлам обезмеживают. З обезмеженного шламу видаляють сполуки свинцю і сурми, отриманий шлам змішують з катодним продуктом вилуговування селену з медеэлектролитного шламу в співвідношенні 5÷10:1, потім ведуть катодне вилуговування в лужному електроліті з отриманої суміші при щільності струму 2000-3000 А/м2. Для запобігання кругообігу селену між катодом і анодом їх поділяють проникною для електроліту перегородкою. Забезпечується підвищення швидкості катодного вилуговування селену в 2-2,5 рази, а також зменшення залишкового вмісту селену в шламі в 1,5-2 рази. 1 табл., 1 пр.

Спосіб одержання колективного концентрату

Винахід відноситься до способів одержання колективного концентрату для вилучення благородних металів з глинисто-сольових відходів підприємств, переробних калійно-магнієві руди та кам'яну сіль. Спосіб включає збагачення шламів гідроціклонірованіем, фільтрування отриманого предконцентрата, що представляє собою суміш великих фракцій осадового і частини флотує матеріалу зневоднення, підсушування, гранулювання, сушіння. При цьому на гідроціклонірованіе надходять шлами з відношенням Т:Ж=1:2. Гідроціклонірованіе проводять в 4 стадії. Розвантаження кожній стадії гідроціклонірованія об'єднують в предконцентрат. Вихідну пульпу подають на перший гидроциклон з температурою 50÷70°С і під тиском 2,5÷4 атм. Співвідношення пєскова насадка до зливного на всіх гідроциклон становить 0,5÷0,66:1. Сушіння гранул здійснюють при температурі до 150°С для уникнення догляду благородних металів в возгони. Технічним результатом є максимальне вилучення благородних металів з отриманого концентрату. 3 з.п. ф-ли, 5 табл.

Відбивна піч для переплаву алюмінієвого брухту

Винахід відноситься до відбивної печі для переплаву алюмінієвих ломів. Піч містить корпус, утворений вогнетривкими зовнішніми бічними, передній і задній торцевими стінками, накопичувальну ванну і похилий майданчик, обмежені подом і стінками, звід, два зливні літки, поворотну чашу, газохід і зварний каркас, на якому розміщено. До каркаса печі приварений сталевий короб, що має теплоізоляцію між ним і кожною стіною, що складається з подвійного теплоізоляційного муллітового скловолокнистого шару і листового азбокартону. Накопичувальна ванна і похила площадка виконані з мулітокорундової підвищено-щільних блоків, покладених на теплоізоляційний муллітова скловолокнистий шар і легкий цегла. Каркас печі залито бетоном з наповнювачем з крихти легковажного шамотної цегли, склепіння над похилою майданчиком та ванної печі має теплоізоляційну обмазку, зверху якої покладений подвійний шар з вогнетривких теплоізоляційних матів. Піч має в одній бічній стіні дві інжекційні десятисмесительние пальника середнього тиску, спрямовані під кутом на похилий майданчик, в іншій бічній стіні одну інжекційних десятисмесительную пальник, направленнуюную вогнетривкою цеглою камеру допалювання, в якій встановлена газова четирехсмесительная інжекційний пальник, повітродувки, дві річки в бічній стіні для випуску розплавленого металу, виконані в швидкозмінних літочних цеглинах. Забезпечується висока продуктивність печі, зменшення втрат тепла і чаду і можливість екологічно чистого переплаву алюмінієвих ломів. 6 з.п. ф-ли, 12 іл.

Спосіб вилучення молібдену з техногенних мінеральних утворень

Винахід відноситься до гідрометалургії, а саме до вилуговування молібдену з техногенних мінеральних утворень, і призначене для вилучення молібдену. Спосіб включає електрохімічний і фотохімічний синтез в витравлюють розчині активних окислювачів і комплексоутворювачів з отриманням аноліта і католіта. Потім проводять послідовну обробку ними мінеральної маси, що містить молібден, що забезпечує його перехід в рідку фазу, з якої він може бути витягнутий методами екстракції або сорбції. Технічним результатом є підвищення ефективності процесу за рахунок зниження витрат на реагенти та електроенергію. 1 з.п. ф-ли, 1 пр.
Винахід відноситься до способу комплексної переробки червоного шламу - відходів глиноземного виробництва, що містить гематит, шамозит, гетит, магнетит, алюмосилікати, для отримання залізовмісного концентрату і алюмосилікатного продукту та виготовлення будівельних матеріалів. Спосіб включає магнітно-гравітаційну обробку червоного шламу. Вихідний червоний шлам попередньо піддають диспергування в присутності гексаметафосфата натрію у роторно-пульсаційному апараті, потім здійснюють низкоградиентную мокру магнітну сепарацію в поле напруженістю 0,1-0,15 Тл з отриманням магнетитового і колективного концентрату, колективний концентрат піддають високоградієнтною магнітної сепарації в дві стадії у полі напруженістю не менше 1,2 Тл з витягом магнітної і немагнітної фракцій, магнітну фракцію піддають гравітаційному збагачення на концентраційному столі з отриманням гематитового концентрату та хвостів, а немагнітну фракцію об'єднують з хвостами гравітаційного збагачення і піддають двохстадійної селективної флокуляції в присутності флокулянта для відділення компонента, що складається головним чином з оксидів алюмінію і кремнію, від железосоде отриманням додаткового залізовмісного продукту, який об'єднують з гематитовим концентратом з отриманням залізовмісного концентрату, і залишкових алюмосилікатів, які об'єднують з компонентом, що складається головним чином з оксидів алюмінію і кремнію, з отриманням алюмосилікатного продукту. Забезпечується підвищення ступеня вилучення заліза в залізовмісний продукт і отримання алюмосилікатного продукту з високим вмістом заліза. 4 з.п. ф-ли.
Винахід відноситься до металургійної галузі, зокрема до способу виділення срібла з мідного серебросодержащего сплаву в процесі електролітичного одержання міді. Спосіб включає проведення електролізу з анодним розчиненням мідної основи сплаву і з перекладом срібла в шлам. Перед електролізом електроліт попередньо дегазують. Вихідний сплав поміщають в касету. У процесі електролізу касету з вихідним срібловмісних мідним сплавом періодично піддають дії ультразвуку з щільністю енергії, що перевищує поріг кавітації в електроліті, що приводить до очищення поверхні гранул серебросодержащего сплаву. Технічним результатом є зниження питомої витрати електроенергії і підвищення концентрації срібла в шламі. 1 табл., 2 пр.
Up!