PL169743B1 - Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu - Google Patents
Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metaluInfo
- Publication number
- PL169743B1 PL169743B1 PL29613592A PL29613592A PL169743B1 PL 169743 B1 PL169743 B1 PL 169743B1 PL 29613592 A PL29613592 A PL 29613592A PL 29613592 A PL29613592 A PL 29613592A PL 169743 B1 PL169743 B1 PL 169743B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- gold
- concentrate
- concentrates
- weight
- parts
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu, zwłaszcza z koncentratów otrzymywanych w wyniku przerobu złomu elektronicznego, obejmujący proces roztwarzania złota działaniem wody królewskiej lub przez chlorowanie znanymi środkami, a następnie proces redukcji tego metalu jednym ze znanych odczynników, znamienny tym, że przed procesem roztwarzania i redukcji koncentrat złota praży się w temperaturze 300-900°C, w czasie 0,5-2 h, przy dostępie powietrza z dodatkiem 0,5-5 części wagowych stałego utleniacza najkorzystniej KNO3 lub NaNO3 i 0,5-5 części wagowych CaO na 100 części wagowych koncentratu, a po wyprażeniu koncentrat złota poddaje się ługowaniu w mieszaninie stężonych kwasów siarkowego i azotowego stosując 100-1000 ml każdego z nich na 1 kg koncentratu i proces ten prowadzi się w czasie 0,5-24 h.
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu, głównie z koncentratów powstających przy przerobie złomu elektronicznego.
Koncentraty złota otrzymywane w wyniku przerobu złomu elektronicznego są w wielu przypadkach istotnie zanieczyszczone.
Szczególnie zanieczyszczone są koncentraty uzyskane ze złomów zawierających elementy ocynowane, pokryte lutowiem lub hermetyzowane zalewą, której istotnym składnikiem jest wypełniacz: krzemionka lub tlenek glinu. Koncentraty takie zawierają wagowo: do 98% Au oraz cynę do 8%, ołów do 0,05%. żelazo do 1%, nikiel do 0,5%, srebro do 5%, SiO2 i/lub AI2O3 do 4%, węgiel ogólny do 2%,
Przerób tych koncentratów na czyste złoto (zawartość Au min. 99,9%) napotyka na poważne trudności, szczególnie w procesie rozdzielania gęstw powstających w wyniku ługowania złota i wymaga prowadzenia co najmniej trzykrotnej rafinacji.
Powszechnie stosowane sposoby otrzymywania czystego złota można podzielić na dwie grupy: hydrometalurgiczne i elektrochemiczne.
Procesy hydrometalurgiczne polegają na roztwarzaniu Au zawartego w koncentratach działaniem wody królewskiej lub przez chlorowanie gazowym chlorem bądź mieszaniną kwasu solnego i nadtlenku wodoru. Z tak otrzymanego roztworu redukuje się złoto gazowym dwutlenkiem siarki, siarczynem sodowym, kwaśnym siarczynem sodowym lub pirosiarczynem sodowym. Zwykle operację roztwarzania i redukcji powtarza się kilkakrotnie w celu uzyskania właściwej jakości złota. W przypadkach zanieczyszczenia złota palladem, platyną czy bizmutem stosuje się dodatkowo operację oczyszczania złota w roztworach kwasu azotowego.
W metodach elektrochemicznych zanieczyszczone złoto przetapia się na anody, po czym prowadzi elektrorafinację w roztworach kwasu chlorozłotowego.
Stosowanie jednego ze znanych sposobów do otrzymywania złota z koncentratów tego metalu powstających w wyniku przerobu złomu elektronicznego stwarza szereg niedogodności. W przypadku metody hydrometalurgicznej mamy do czynienia z utrudnieniami procesu filtracji gęstw po ługowaniu wskutek powstawania trudno filtrujących się osadów kwasu cynowego, chlorku ołowiawego, chlorku srebrowego oraz kwasów krzemowych. W przypadku metody elektrochemicznej występują poważne straty metalu z żużlem tworzącym się podczas przetopu koncentratu na anody. Metoda ta wymaga ponadto zamrożenia dużych ilości złota w postaci elektrolitu.
W polskim opisie patentowym nr 119 838 przedstawiono sposób otrzymywania złota w postaci metalicznej z odpadów jubilerskich. Składa się on z dwóch etapów: termicznego i chemicznego. W etapie termicznym wytlewa się surowiec w celu przeprowadzenia do postaci
169 743 sypkiej. W etapie chemicznym ługuje się srebro i metale nieszlachetne kwasem azotowym w podwyższonej temperaturze, następnie ługuje się złoto, również w podwyższonej temperaturze, za pomocą wody królewskiej, po czym przeprowadza się złoto do fazy organicznej.
Z fazy organicznej złoto wyodrębnia się przez dodanie w kolejności mocnego kwasu mineralnego, nadtlenku wodoru oraz słabego kwasu organicznego.
Powyższy sposób nie daje zadawalających efektów w przypadku koncentratów złota zawierających metale tworzące podczas ługowania złota trudnofiltrowalce związki chemiczne. Ponadto nie stwarza możliwości przeprowadzenia części metali takich jak Sc, Ag, Al, Si zanieczyszczających koncentrat w związki trudnoroztwarzalne w warunkach procesu ługowania Au.
Sposób według wynalazku polega ca tym, że koncentrat złota poddaje się procesowi prażenia w temperaturze 300 - 900°C przy dostępie powietrza z dodatkiem 0,5 - 5 części wagowych stałego utleniacza cie zawierającego w swym składzie metali ciężkich i amonu, korzystnie KNO3 lub NaNCb, i 0,5 - 5 części wagowych CaO ca 100 części wagowych koncentratu, przy czym czas trwania tego procesu wynosi 0,5 - 2 h. Po wyprażeniu koncentrat poddaje się ługowaniu w mieszaninie stężonych kwasów siarkowego i azotowego stosując 100 - 1000 ml, korzystnie 200 - 300 ml, każdego z nich na 1 kg koncentratu. Proces ługowania prowadzi się w czasie 0,5 - 24 h.
Z tak przerobionego koncentratu wyodrębnia się złoto w znany sposób drogą roztwarzania w wodzie królewskiej, bądź przez chlorowanie gazowym chlorem lub mieszaniną kwasu solnego i nadtlenku wodoru, a następnie redukcji za pomocą znanych odczynników takich jak gazowy dwutlenek siarki, siarczyn sodowy, kwaśny siarczyn sodowy, pirosiarczyn sodowy, siarczan żelazawy. Po wyredukowaniu złota najczęściej oczyszcza się go poprzez powtórne roztworzenie i redukcję.
Nieoczekiwanie okazało się, że zastosowanie operacji prażenia, a następnie ługowania prowadzonych zgodnie z wynalazkiem pozwoliło ca znaczne skrócenie (2 - 5 krotnie w zależności od czystości koncentratu) czasu filtracji roztworów kwasu chlorozłotowego i jednocześnie umożliwiło otrzymacie czystego złota (zawartość Au min. 99,9%) już po dwukrotnym roztwarzaniu i redukcji.
Sposób według wynalazku przedstawiono dokładnie na poniższym przykładzie· 500 g koncentratu o składzie podanym wagowo· Au - 08%, Sc - 5,6%, S1O2 - 2,2%, Fe - 0,89%, Ni 0,19%, Pb - 0,020%, Ag - 3,3%, Cog - 1,3% poddano prażeniu w temperaturze 600°C w czasie 1 h przy dostępie powietrza, z dodatkiem 20 g KNO3 i CaO. W wyniku tego procesu uzyskano 469,0 g prażocki, którą następnie poddano działaniu mieszaniny składającej się z 100 ml stężonego H2SO4 i 100 ml stężonego HNO3. Ługowanie prowadzono przez 12 h. Następnie gęstwę zadano 1,5 1 stężonego HCL i 500 ml H2O2 w celu roztworzenia Au zawartego w koncentracie. Po zakończeniu roztwarzania gęstwę rozcieńczono 1 ,:51H2O dest. i przefiltrowano. Z roztworu wyredukowano złoto dodatkiem 600 g bezwodnego Na2SO3. Otrzymane Au rafinowano przez ponowne roztwarzenie w mieszaninie HCL i H2O2 i redukcję bezwodnym NaąSO-, w warunkach zbliżonych do powyżej opisanych. Odfiltrowaną i wysuszoną gąbkę Au przetopiono uzyskując złoto metaliczne zawierające wagowo 99,9% Au.
169 743
Departament Wydawnictw UP RP. Nakład 90 egz.
Cena 2,00 zł
Claims (1)
- Zastrzeżenie patentoweSposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu, zwłaszcza z koncentratów otrzymywanych w wyniku przerobu złomu elektronicznego, obejmujący proces roztwarzania złota działaniem wody królewskiej lub przez chlorowanie znanymi środkami, a następnie proces redukcji tego metalu jednym ze znanych odczynników, znamienny tym, że przed procesem roztwarzania i redukcji koncentrat złota praży się w temperaturze 300-900°C, w czasie 0,5-2 h, przy dostępie powietrza z dodatkiem 0,5-5 części wagowych stałego utleniacza najkorzystniej KNO3 lub NaNCb i 0,5-5 części wagowych CaO na 100 części wagowych koncentratu, a po wyprażeniu koncentrat złota poddaje się ługowaniu w mieszaninie stężonych kwasów siarkowego i azotowego stosując 100-1000 ml każdego z nich na 1 kg koncentratu i proces ten prowadzi się w czasie 0,5-24 h.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL29613592A PL169743B1 (pl) | 1992-09-30 | 1992-09-30 | Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL29613592A PL169743B1 (pl) | 1992-09-30 | 1992-09-30 | Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL296135A1 PL296135A1 (en) | 1993-03-22 |
| PL169743B1 true PL169743B1 (pl) | 1996-08-30 |
Family
ID=20058612
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL29613592A PL169743B1 (pl) | 1992-09-30 | 1992-09-30 | Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL169743B1 (pl) |
-
1992
- 1992-09-30 PL PL29613592A patent/PL169743B1/pl unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL296135A1 (en) | 1993-03-22 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA1155084A (en) | Process for the recovery of metal values from anode slimes | |
| US4293332A (en) | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime | |
| Gloe et al. | Recovery of precious metals from electronic scrap, in particular from waste products of the thick-layer technique | |
| US3988415A (en) | Recovery of precious metal values from ores | |
| US4510028A (en) | Process for recovering zinc from zinc ferrite material | |
| EP0266337B1 (de) | Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Anodenschlamm der Kupferelektrolyse und ähnlicher Rohstoffe | |
| JPS5952218B2 (ja) | 銅電解スライムよりの金の回収法 | |
| US4666514A (en) | Hydrometallurgical process for recovering silver from copper-electrolysis anode sludge | |
| CA1068116A (en) | Process for the treatment of platinum group metals and gold | |
| EP0176100B1 (de) | Hydrometallurgisches Verfahren zur Aufarbeitung von Anodenschlamm aus der Kupferelektrolyse | |
| JP2017133084A (ja) | 金銀滓の処理方法 | |
| US20020001552A1 (en) | Treatment of roasted metal sulphide ores and ferrites by leaching with peroxysulphuric acid | |
| JPH0781172B2 (ja) | 銀精錬鉱泥の精製方法 | |
| CN111235396B (zh) | 一种铜冶炼制酸酸泥的湿法处理方法 | |
| Hoffmann | The wet chlorination of electrolytic refinery slimes | |
| PL169743B1 (pl) | Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu | |
| JP2003268462A (ja) | 銅電解スライムから貴金属を回収する方法 | |
| JPS6059975B2 (ja) | 銅電解スライムよりの銀の濃縮法 | |
| JP2003293049A (ja) | 銀鉛含有滓から銀を回収する方法 | |
| RU2120487C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащего сырья | |
| JP2020132957A (ja) | 銀の回収方法 | |
| SE435295B (sv) | Forfarande for atervinning av icke-jernmetaller, serskilt guld och uran ur jernoxidhaltiga brender | |
| US5004500A (en) | Chlorination process for recovering gold values from gold alloys | |
| JP7808625B2 (ja) | イリジウムの回収方法 | |
| US1376025A (en) | Middieton |