способ переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы

Формула изобретения

Способ переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы, включающий выщелачивание и выделение благородных металлов, отличающийся тем, что перед выщелачиванием проводят спекание флотоконцентрата в солевой смеси NaNO₃ и NaOH, взятых в соотношении 3:2, при 350-370°С в течение часа, выщелачиванию подвергают полученный при спекании продукт и ведут его водой при соотношении т:ж=1:3 с получением металлической фракции, которую направляют на выделение благородных металлов аффинажем, и пульпы, содержащей солевую фракцию и раствор, которую фильтруют, при этом раствор поступает на выделение теллура и селена, а солевая фракция - на выделение свинца и сурьмы.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди с целью извлечения благородных (Ag, Au) и платиновых (Pt, Pd) металлов, а также халькогенов (Se, Те).

В настоящее время известен способ переработки гидроксидов нитрования аффинажного производства платиновых металлов [патент РФ № 2410451, С22В 11/00, С22В 3/04, С22В 3/20, опубл. 27.01.2011]. Способ включает выщелачивание гидроксидов в течение 1-2 часов раствором щелочи с концентрацией 140-180 г/л при отношении ж:т от 3:1 до 4:1, температуре 80-90°С, с введением в пульпу гидразина гидрата до достижения ОВП минус 400-600 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Затем проводят отделение щелочного раствора от нерастворимого остатка, концентрирующего платиновые металлы. Последующее извлечение неблагородных металлов ведут обработкой щелочного раствора серной кислотой до рН 4-5 с получением гидроксидного осадка Sn, As, Se и Те и его фильтрацией или обработкой щелочного раствора соляной кислотой до достижения рН 0,5-1,0 с введение порошка железа до достижения ОВП от 0 до минус 100 мВ, фильтрованием полученных цементатов на основе Se и Те и обработкой раствора щелочью до рН 4-5 с осаждением гидроксидов Sn и As.

Недостатками известного способа является то, что он не обеспечивает селекции селена и теллура, олова и мышьяка, требует большого расхода щелочи и кислоты. Также важным недостатком является необходимость применения дорогостоящего восстановителя - гидразина гидрата.

Наиболее близким техническим результатом, выбранным в качестве прототипа, является (Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. М.: Металлургия, 1991, с.242-243), в котором раскрыт способ переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы, включающий выщелачивание, например, раствором серной кислоты и выделение благородных металлов, например, плавкой и электролизом.

Задача изобретения состоит в концентрировании благородных и платиновых металлов в дисперсной металлической фракции, коллективном переводе в раствор селена и теллура в форме Nа₂SеO₃ и Nа ₂ТеО₃, что обеспечивает в дальнейшем селективное получение серебра, золота и платиновых металлов, а из раствора позволяет выделить теллур и селен.

Техническим результатом изобретения является упрощение технологии аффинажа серебра и золота и обеспечение перевода селена и теллура в солевую форму со степенью окисления +4.

Технический результат достигается тем, что в способе переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы, включающем выщелачивание и выделение благородных металлов, новым является то, что перед выщелачиванием проводят спекание флотоконцентрата в солевой смеси NaNO₃ и NaOH, взятых в соотношении 3:2 при 350-370°С в течение часа, выщелачиванию подвергают полученный при спекании продукт и ведут его водой в соотношении т:ж=1:3 с получением металлической фракции, которую направляют на выделение благородных металлов аффинажем, и пульпы, содержащей солевую фракцию и раствор, которую фильтруют, при этом раствор поступает на выделение теллура и селена, а солевая фракция - на выделение свинца и сурьмы.

Изобретение поясняется чертежом. На фиг.1 представлена технологическая схема переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы.

Сопоставительный анализ с прототипом показал, что заявляемый способ отличается тем, обработку флотоконцентрата шлама электролиза меди ведут с солевой смесью NaNO₃ -NaOH в течение 30-60 минут, полученный продукт выщелачивают в воде в условиях перемешивания (200-250 об/мин) и пульпу откачивают на нутч-фильтр, а металлическую дисперсную фазу, содержащую Ag, Au, Pt и Pd, подают на аффинаж. В результате существенно упрощается решение задачи разделения золота, серебра и платиновых металлов, снижаются потери золота и серебра с водными растворами и уменьшаются энерго- и трудозатраты.

Эти отличия позволяют сделать вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию «новизна». Признаки, отличающие заявляемый способ от прототипа, не выявлены в других технических решениях при изучении данной и смежных областей химии и, следовательно, обеспечивают заявляемому решению соответствие критерию «изобретательный уровень».

Способ переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы, осуществляют следующим образом.

В результате обезмеживания шлама и его последующей флотации получают флотоконцентрат следующего состава, %: Ag - 55-60, Au - 2,0-2,5, Se - 25-26,5, Pb - 2,3-2,5, Sb - 2,0-2,2, Te - 1,0-1,2, Pd - 0,075, Pt - 0,002, который подлежит переработке по заявляемому способу. Для этого сухой флотоконцентрат смешивают с нитратом (нитритом) натрия и гидроксидом натрия, взятых в соотношении 3:2 соответственно (на 100 г шлама расходуется 70 г солевой смеси), подвергают спеканию при 350-370°С, полученный продукт выщелачивают водой в условиях перемешивания, что обеспечивает получение тяжелой металлической фракции, нерастворившихся соединений свинца, сурьмы и раствора, содержащего растворенные Na₂SeO₃ и Na₂TeO₃ . Металлическая фракция поступает на аффинаж с целью выделения серебра, золота и платиновых металлов, а раствор подают на последовательное выделение теллура и селена.

Взаимодействие селенида серебра, основного компонента флотоконцентрата шлама, и AuTe ₂ с солевым расплавом NaNO₃-NaOH описывается реакциями:

Окислителем селенида серебра выступает натриевая селитра. В результате реакции образуется селенит натрия и металлическое серебро. В результате окислительной реакции выделяется азот и пары воды, что предотвращает окисление селенита натрия до Na₂SeO₄ и теллурита натрия до Na ₂TeO₄ кислородом воздуха. Избыточное количество каустической соды относительно стехиометрии реакции (1) берут с таким расчетом, чтобы обеспечить после выщелачивания сплава содержание в растворе 2-5 г/л щелочи.

Пример 1. 10 г сухого флотоконцентрата шлама, указанного выше состава, и 7 г солевой смеси NaNO₃ и NaOH, взятых в соотношении 3:2, смешивают и загружают в тигель, находящийся в печи при температуре 350°С и выдерживают в течение 30 минут. Продукт выгружают в стакан с водой при отношении т:ж=1:3 и выщелачивают в условиях перемешивания в течение часа. Интенсивность перемешивания составляет 200-250 об/мин, что обеспечивает разделение на металлическую фракцию и пульпу, содержащую нерастворившиеся соединения свинца и сурьмы во взвешенном состоянии. Пульпу откачивают насосом и подают на нутч-фильтр. Раствор возвращают на повторную промывку металлической фракции. Получают осадок нерастворившихся солей, масса которых в сухом виде составляет 1,3258 г, масса металлической фракции - 6,5348 г, а раствор содержит, г/л: Se - 63,5; Te - 0,71; Ag - 0,0004; Au - 0,00003. Анализ металлической фракции атомноабсорбционным методом и пробирной плавкой позволили установить ее состав, %: Ag - 91,07; Au - 3,70; Se - 0,53; Te - 0,03; Pd - 0,1; Pt - 0,003; Sb - 1,55; Pb - 1,06; As << 0,01.

Из раствора выделяют теллур и селен известными способами. Например, последовательной цементацией алюминиевым порошком [Грейвер Т.Н. Селен и теллур / Т.Н.Грейвер, И.Г.Зайцева, В.М.Косовер. - М.: Металлургия, 1977. - 256 с.].

Пример 2. Взвешивают 10 г сухого флотоконцентрата и подают в расплав NaNO ₃-NaOH при температуре 350°С и в соотношении 3:2, количество которого равняется 70% от массы шлама. Подачу шлама в расплав ведут в условиях перемешивания в течение 20 минут. Полученный продукт выщелачивают в 100 мл воды в условиях перемешивания в течение часа, согласно примеру 1. В результате выполненных операций получают: металлической фракции - 6,5320 г, сухих солей - 1,3534 г и 100 мл раствора с содержанием, г/л: Se - 63,2; Te - 0,70; Ag - 0,00038; Au - 0,000028. Анализ металлической фракции атомноабсорбционным методом и пробирной плавкой позволили установить ее состав, %: Ag - 91,07; Au - 3,70; Se - 0,53; Te - 0,03; Pd - 0,1; Pt - 0,003; Sb - 1,55; Pb - 1,06; As << 0,01.

Пример 3. 10 г флотоконцентрата шлама сплавляют с 5 г NaOH при 350°С и затем выщелачивают сплав в воде, согласно примеру 1. Результаты показали, что шлам не претерпевает химических изменений.

Пример 4. 10 г флотоконцентрата шлама сплавляют с 10 г NаNО₃ при температуре 350°С и выщелачивают полученный сплав в воде, согласно примеру 1, что позволяет получить: металлической фракции - 6,05662 г; сухой соли - 0,5620 г. В 100 мл раствора содержится, г/л: Se - 60,30; Te - 0,441; Pb - 0,153; Sb - 0,018; Ag - 0,00022; Au - 0,00003. В результате можно сделать вывод, что для обеспечения глубокого выделения серебра, золота и платиновых металлов в металлическую фракцию, в расплав NаNO₃ следует вводить NaOH. Температура плавления солевых смесей системы NaNO₃-NaOH в интервале содержания 25-75 моль % каждого из компонентов изменяется от 232 до 270°С. Поэтому температуру расплава для обработки флотоконцентрата шлама можно изменять от 350 до 370°С. Расход солевой смеси NaNO₃-NaOH на обработку флотоконцентрата шлама определяется содержанием в нем халькогенидов серебра и золота, согласно реакциям (1) и (2).

Пример 5. Промышленная реализация предлагаемого способа осуществляется следующим образом. Флотоконцентрат шлама из накопительного бункера шнеком подают в шнековую сушилку и при температуре 150°С сушат до остаточной влажности 4-7%. Производительность шнековой сушилки 300 кг/час. Сухой шлам поступает в накопительный бункер, способный вмещать до 3 т материала, суточную производительность цеха. Солевую композицию получают путем подачи в смеситель нитрата натрия и каустической соды в соотношении 3:2 в количестве 210 кг. В него же из накопительного бункера подают 300 кг сухого шлама. Перемешивание полученной композиции осуществляют в течение 30 минут. Из смесителя шнековым питателем композиция с расходом 500 кг/час поступает в печь лодочного типа со шнековым перемешиванием. Печь обеспечивает температуру реактора 350-370°С. Смесь шлама и солей находится в печи в течение часа. Затем через разгрузочное окно поступает в трубчатый холодильник, в котором охлаждается до 100°С. Из холодильника полученный продукт разгружают в реактор с водой, емкость которого 2 м³. Он оснащен мешалкой с приводом, обеспечивающим изменение числа оборотов от 200 до 400 об/мин. Выщелачивание ведут в течение 30-40 минут. После чего, не отключая перемешивания, пульпу насосом через разгрузочный патрубок откачивают на нутч-фильтр. Раствор поступает на осаждение теллура и селена. На 470 кг твердого продукта подают 1,5 куб.м воды. Реактор выщелачивания оснащен нижним разгрузочным устройством, с помощью которого металлическая фракция поступает в элеватор и подается в реактор выщелачивания серебра (например, азотной кислотой).

Преимущества предлагаемого способа переработки флотоконцентрата шлама электролиза меди, содержащего благородные металлы, по сравнению с прототипом, состоят в том, что способ обеспечивает перевод серебра и золота в дисперсные металлические фазы, позволяет переводить селен и теллур в щелочной раствор. Также заявляемый способ обеспечивает разделение металлической и солевой фаз и получение раствора селенита натрия и теллурита натрия, снижает потери благородных металлов с раствором, снижает энерго- и трудозатраты, т.к. устраняется передел плавки на серебряно-золотой сплав, что существенно упрощает технологию аффинажа серебра, золота и платиновых металлов.