ИЗОБРЕТЕНИЕ
Патент Российской Федерации RU2006508

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ КОНЦЕНТРАТА ПЫЛИ АФФИНАЖНОГО ПРОИЗВОДСТВА

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ
ИЗ КОНЦЕНТРАТА ПЫЛИ АФФИНАЖНОГО ПРОИЗВОДСТВА

Имя изобретателя: Голубова Е.А.; Золотов А.Ф. 
Имя патентообладателя: Красноярский завод цветных металлов
Адрес для переписки: 
Дата начала действия патента: 1992.02.17 

Изобретение относится к металлургии цветных, редких и рассеянных элементов, в частности к производству благородных металлов. Целью изобретения является увеличение эффективности обогащения и сокращение реактивов за счет создания малоотходной технологии переработки промпродуктов. Способ позволяет снизить массу продукта, направляемого на обогащение, в 4 - 5 раз при увеличении в нем содержания суммы платиновых металлов в 3,3 - 3,8 раз и получить хлор и аммиак за счет переработки концентрата пыли аффинажного производства совместно с отработавшей магнезитовой футеровкой плавильных печей шихтованием их в массовом соотношении 1 : (5 - 6), обжигом при температуре 350С, последовательным выщелачиванием огарка в растворах хлорводородной кислоты и гидроксида аммония, упариванием хлоридного раствора до сухих солей и прокаливанием последних в токе воздуха при 650 ±10С с возвращением остатка на шихтование с концентратом пыли.

ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ

Изобретение относится к металлургии цветных, редких и рассеянных элементов, в частности к производству благородных металлов.

При очистке газовых отходов аффинажного производства на электрофильтрах осаждается большое количество пыли, содержащей в качестве основного компонента хлорид аммония. Последний частично растворяется водой при смывании пыли и частично остается в нерастворившемся остатке, называемом концентратом пыли. Данный продукт содержит, % : NH4Cl 40-60; SiO2 20-25; неблагородные элементы (Te, Sb, Sn, Se, As, Pb, Bi, Cu, Ni, Fe, Zn) 18-25 благородные металлы (Pt, Pd, Rh, Ir, Ru, Au, Ag) 1-2.

Известен способ переработки отходов аффинажного производства [1] . По этому способу все твердые отходы производства смешивают с флюсами и шихту переплавляют, получают шлак, почти свободный от металлов платиновой группы, и целевой продукт, концентрирующий все благородные металлы.

Недостатками способа является низкая степень обогащения из-за относительно невысокого содержания платиновых металлов в осадке, направляемом на обогатительную плавку. При плавке хлорид аммония возгоняется и возвращается в концентрат пыли, что приводит к снижению содержания в концентрате благородных металлов.

Известен способ извлечения благородных металлов из промпродуктов аффинажного производства [2] . По этому способу концентра пыли выщелачивают в аммиачном растворе для извлечения хлорида серебра, отделяют нерастворившийся остаток фильтрованием и направляют его на обогатительную плавку.

При выщелачивании концентрата пыли в раствор переходят водорастворимые соединения: NH4Cl, до 30% неблагородных элементов и до 40% благородных металлов (БМ). Выход осадка составляет 40-50% . Осадок содержит 1,5-2,6% БМ.

Недостатками способа является низкая степень обогащения. Образование нескольких бедных по БМ промпродуктов (раствор и осадок от выщелачивания), требующих обогащения.

Известен способ переработки сырья, содержащего благородные металлы [3] , по которому для удаления летучих компонентов, с целью предварительного обогащения целевого продукта по БМ перед гидрометаллургической или пирометаллургической его переработкой, проводят обжиг сырья при 700 К. Данный способ может быть применен и для переработки концентрата пыли аффинажного производства.

Способ принят за прототип.

Недостатком способа при применении его к концентрату пыли является то, что при обжиге хлорид аммония возгоняется, поступает в газовые отходы, улавливается на электрофильтрах и, в конечном итоге, возвращается в концентрат пыли. Отсутствие утилизации или вывода хлорида аммония с производства приводит к постоянному его накоплению и, как следствие, увеличению массы газовых и твердых отходов, что приводит к снижению содержания в них БМ и, естественно, создает новые проблемы в производстве, приводит к росту затрат на извлечение БМ.

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ КОНЦЕНТРАТА ПЫЛИ АФФИНАЖНОГО ПРОИЗВОДСТВА

Целью изобретения является увеличение эффективности обогащения и создание возможности сокращения расхода реактивов за счет создания малоотходной технологии их переработки.

Поставленная цель достигается тем, что в известном способе, включающем обжиг концентрата пыли при 350оС (для удаления летучих компонентов), выщелачивание из полученного огарка хлорида серебра (раствором гидроксида аммония) и обогатительную плавку нерастворившегося осадка на тяжелый сплав промпродуктов, переработку концентрата пыли проводят совместно с измельченной отработавшей магнезитовой футеровкой печных агрегатов. Для этого концентрат пыли перед обжигом предварительно шихтуют с измельченной магнезитовой футеровкой в массовом соотношении 1: (5-6). Обжигают шихту при 350оС. Полученный огарок (перед выщелачиванием хлорида серебра и обогатительной плавкой на тяжелый сплав) обрабатывают раствором хлороводородной кислоты, упаривают полученный хлоридный раствор до сухих солей, соли обжигают в токе воздуха при 650 ±10оС, и остаток возвращают на шихтование с концентратом пыли.

На чертеже представлена схема предлагаемого способа.

СУЩНОСТЬ ПРЕДЛАГАЕМОГО СПОСОБА ЗАКЛЮЧАЕТСЯ В СЛЕДУЮЩЕМ

Основные компоненты концентрата пыли (NH4Cl) и отработавшей магнезитовой футеровки (MgO) при их совместной переработке взаимодействуют и, наряду с хлоридом серебра, выводятся из обогащаемой шихты в виде NH3, Cl2 и MgO. Обжиг при температуре 350оС сопровождается выделением аммиака:

2NH4Cl+MgO= 2NH3+MgCl2+H2O. (1)

При выщелачивании в растворе HCl полученного огарка, содержащего хлорид магния и остатки непрореагировавшего оксида магния, ионы Mg2+ выводятся в раствор и после упаривания солянокислого раствора остаются в сухом остатке в виде NgCl2. Обжиг последнего при 650 ±10оС в токе воздуха сопровождается выделением хлора [4] :

MgCl2+0,5O2= MgO+Cl2. (2)

Выделившиеся при обжиге газы - аммиак и хлор являются реагентами в аффинажном производстве, а твердый продукт последнего обжига возвращается в голову предлагаемой схемы обогащения.

Соотношение масс футеровки и концентрата пыли, равное (5-6): 1, соответствует наиболее полной утилизации хлорида аммония в виде аммиака (85,5-89,2% ) и хлора (91,0-92,9% ), при этом возгоняется соответственно 3,9-3,4% хлорида аммония. Уменьшение количества футеровки приводит к падению эффективности утилизации в виде аммиака и хлорида из-за недостатка оксида магния и возгонки непрореагировавшего хлорида аммония на стадии обжига при 350оС. Так, при массовом соотношении 4; 1 из 100,0 % хлорида аммония возгоняется 7,4% и утилизируется в виде аммиака 61,5% и хлора 76,8% . Большее количество футеровки при обжиге не влияет на эффективность утилизации и приводит к непроизводительному расходу материала. Так, при соотношении 7: 1 утилизировано 95,0% хлорида аммония в виде аммиака и хлора, 3,2% NH4Cl возгоняется.

Пример 1 (по прототипу). Используют установку, состоящую из кварцевого реактора, имеющего газоотводную трубку, соединенную с сосудами для абсорбции газов водными растворами реагентов. Реактор помещают в печь и нагревают до 35 ±5оС, затем в него помещают лодочку с 0,50 г концентрата пыли. Через 30 мин обжига твердый остаток массой 0,32 г выщелачивают раствором гидроксида аммония, отделяют нерастворившийся остаток фильтрованием, сушат. Масса сухого остатка составила 0,18 г, что составляет 36% от исходного количества, осадок направляют на обогатительную плавку.

Пример 2. Используют установку, состоящую из кварцевого реактора, имеющего газоотводную трубку, соединенную с сосудами для абсорбции газов водными растворами реагентов. Реактор помещают в печь и нагревают до 350 ±5оС, затем в него ставят лодочку со смесью 0,50 г концентрата пыли, содержащего 0,351 г NH4Cl, и 3,00 г измельченной отработавшей магнезитовой футеровки, содержащей 56,1% MgO. Эта смесь по данным атомно-абсорбционного анализа (раствора смеси) содержит 0,80% суммы платиновых металлов. Выделившиеся при обжиге газы в течение 30 мин абсорбируют в раствор серной кислоты. Затем определяют количество дистиллированного аммиака по результатам титрования избытка H2SO4 в абсорбционных сосудах. Оно составило в пересчете на HN4Cl 0,313 г. Эффективность утилизации связанного азота в виде аммиака составила 89,2% .

Огарок после обжига массой 3,19 г выщелачивают в растворе HCl (3: 1) при интенсивном перемешивании в течение 30 мин. Нерастворившийся остаток отделяют фильтpованием и выщелачивают в растворе NH4OH (1: ) в течение 30 мин, затем смесь фильтруют. В фильтрате осаждают AgCl, масса осадка в пересчете на серебро составила 0,226 г. Нерастворившийся остаток после аммонийного выщелачивания сушат, взвешивают, его масса составила 0,70 г. В этом осадке найдено (после растворения методом атомной абсорбции) 3,04% суммы платиновых металлов. Осадок направляют на обогатительную плавку. Таким образом, масса осадка, направляемого на обогащение, составила 20% от массы исходной смеси отходов, при увеличении содержания суммы платиновых металлов в 3,8 раз.

Фильтрат после выщелачивания огарка в растворе HCl упаривают до сухих солей, масса осадка составила 4,03 г, в нем содержалось (по данным атомно-абсорбционного анализа после растворения) 0,12% суммы платиновых металлов. Сухой остаток солей обжигают при 650 ±10оС в кварцевом реакторе, продуваемом воздухом. Через 30 мин обжига сухой остаток (2,30 г) направляют на шихтование с концентратом пыли. По данным химического анализа он содержит 0,36 г MgCl2 и 1,53 г MgO. Эффективность получения хлора составила 91,0% .

Пример 3. Используют установку, состоящую из кварцевого реактора, имеющего газоотводную трубку, соединенную с сосудами для абсорбции газов водными растворами реагентов. Реактор помещают в печь и нагревают до 350 ±5оС, затем в него ставят лодочку со смесью 0,50 г концентрата пыли, содержащего 0,351 г NH4Cl и 2,50 г измельченной отработавшей магнезитовой футеровки, содержащей 56,1% MgO. Эта смесь по данным атомно-абсорбционного анализа (раствора смеси) содержит 0,76% суммы платиновых металлов. Выделившиеся при обжиге газы в течение 30 мин абсорбируют в раствор серной кислоты. Затем определяют количество дистиллированного аммиака по результатам титрования избытка H2SO4 в абсорбционных сосудах. Оно составило в пересчете на NH4Cl 0,300 г. Эффективность утилизации связанного азота в виде аммиака составила 85,5% .

Огарок после обжига массой 2,86 г выщелачивают в растворе HCl (3: 1) при интенсивном перемешивании в течение 30 мин. Нерастворившийся остаток отделяют фильтрованием и выщелачивают в растворе NH4OH (1: 1) в течение 30 мин при интенсивном перемешивании, затем смесь фильтруют. В фильтрате осаждают хлорид серебра, масса осадка в пересчете на серебро составила 0,201 г. Нерастворившийся остаток после аммонийного выщелачивания сушат, взвешивают, его масса составила 0,65 г. В этом осадке найдено (после растворения методом атомной абсорбции) 2,54% суммы платиновых металлов. Осадок направляют на обогатительную плавку. Таким образом, масса осадка, направляемого на обогащение, 0 составила 21,7% от массы исходной смеси отходов, при увеличении содержания суммы платиновых металлов в 3,3 раза.

Фильтрат после выщелачивания огарка в растворе HCl упаривают до сухих солей, масса осадка составила 3,84 г, в нем содержалось (по данным атомно-абсорбционного анализа после растворения) 0,11% суммы платиновых металлов. Сухой остаток солей обжигают при 650 ±10оС в кварцевом реакторе, продуваемом воздухом. Через 30 мин обжига сухой остаток (2,25 г) направляют на шихтование с концентратом пыли. По данным химического анализа он содержит 0,26 г MgCl2 и 1,44 г MgO. Эффективность получения хлора составила 92,9% .

Таким образом, предлагаемый способ позволяет снизить массу осадка, направляемого на обогащение, в 4-5 раз при увеличении содержания в нем суммы платиновых металлов в 3,3-3,8 раза. Кроме того, совместная переработка концентрата пыли и футеровки позволила получить хлор и аммиак (основные реактивы, используемые в аффинаже) из промпродуктов производства, что позволяет дополнительно снизить затраты на аффинаж и создать малоотходное экологически чистое производство.

ИСПОЛЬЗУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА

1. Звягинцев О. Е. Аффинаж золота, серебра и металлов платиновой группы. 3-е изд. , перераб. и доп. - М. : Металлургия, 1945, с. 244 (см. 157-159).

2. Металлургия благородных металлов. Учебник для вузов /Масленицкий И. Н. , Чугаев Л. В. , Борбат В. Ф. и др. / Под ред. Чугаева Л. АВ. -2-е изд. , перераб. и доп. - М. : Металлургия, 1987, с. 432 (см. стр. 347, 415).

3. Меретуков М. А. , Орлов А. М. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М. : Металлургия, 1990. с. 416. (стр. 322).

4. Наркевич И. А. , Печковский В. В. Утилизация отходов в технологии неорганических веществ. М. : Химия, 1984, с. 240, (с. 182).

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ КОНЦЕНТРАТА ПЫЛИ АФФИНАЖНОГО ПРОИЗВОДСТВА, включающий обжиг при 350oС, выщелачивание хлорида серебра из огарка раствором гидроксида аммония и обогатительную плавку нерастворившегося осадка, отличающийся тем, что перед обжигом концентрат пыли шихтуют с отработавшей магнезитовой футеровкой плавильных печей в массовом соотношении 1 : 5 - 6 и огарок перед выщелачиванием обрабатывают раствором хлористоводородной кислоты, хлоридный раствор упаривают до сухих солей с последующей их прокалкой в токе воздуха при (650 ±10)oС и остаток возвращают на шихтование с концентратом пыли.

Версия для печати
Дата публикации 15.03.2007гг


вверх