PL169743B1 - Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu - Google Patents

Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu

Info

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
Application number
PL29613592A
Other languages
English (en)
Other versions
PL296135A1 (en
Inventor
Krystyna Anyszkiewicz
Andrzej Chmielarz
Grzegorz Benke
Jerzy Zakrzewski
Maria Mendyka
Grazyna Machelska
Tadeusz Grabowski
Original Assignee
Inst Metali Niezelaznych
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Inst Metali Niezelaznych filed Critical Inst Metali Niezelaznych
Priority to PL29613592A priority Critical patent/PL169743B1/pl
Publication of PL296135A1 publication Critical patent/PL296135A1/xx
Publication of PL169743B1 publication Critical patent/PL169743B1/pl

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)

  1. Zastrzeżenie patentowe
    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 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.
PL29613592A 1992-09-30 1992-09-30 Sposób otrzymywania złota z koncentratów tego metalu PL169743B1 (pl)

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)

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