RU2861237C1 - Способ извлечения родия, рутения и иридия из концентрата - Google Patents
Способ извлечения родия, рутения и иридия из концентратаInfo
- Publication number
- RU2861237C1 RU2861237C1 RU2025117721A RU2025117721A RU2861237C1 RU 2861237 C1 RU2861237 C1 RU 2861237C1 RU 2025117721 A RU2025117721 A RU 2025117721A RU 2025117721 A RU2025117721 A RU 2025117721A RU 2861237 C1 RU2861237 C1 RU 2861237C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- concentrate
- hydrochlorination
- leaching
- iridium
- ruthenium
- Prior art date
Links
Abstract
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к области аффинажа драгоценных металлов, а именно к способу извлечения целевых драгоценных металлов в раствор – родия, рутения и иридия. Способ включает проведение операции гидрохлорирования. При этом осуществляют предварительное выщелачивание концентрата в растворе технической соляной кислоты концентрации 200-210 г/л и получают пульпу выщелачивания. Полученную пульпу выщелачивания направляют на фильтрацию и полученный в результате фильтрования нерастворимый остаток выщелачивания подвергают гидрохлорированию с использованием хлора из расчёта 1,85 кг/кг нерастворимого остатка в течение 4-8 часов до устойчивого значения ОВП 1020±20 мВ. Полученную в результате пульпу гидрохлорирования направляют на дальнейшее разделение извлеченных металлов. Обеспечивается повышение степени селективности извлечения из концентрата родия, рутения и иридия и увеличение их извлечения. 1 ил., 3 табл., 1 пр.
Description
Настоящее изобретение относится к области цветной металлургии, в частности, области аффинажа драгоценных металлов, а именно к способу извлечения целевых драгоценных металлов в раствор – родия, рутения и иридия.
В предшествующем уровне техники, в частности в заявке на изобретение WO2014091456 описан способ извлечения металлов платиновой группы (МПГ – рутений, родий, палладий, осмий, иридий, платина) и золота, а также неблагородных металлов (меди, никеля и кобальта) из руд, концентратов, хвостов и вторичных материалов, содержащих МПГ. Материал смешивают с хлоридом натрия или калия, добавляемыми в количестве 40–300% от его сухой массы, смесь обрабатывают газообразным хлором при 750–850°C с переводом металлов в летучие хлориды, которые выщелачивают солянокислыми водными растворами.
Из патента RU2398898 известен способ селективного извлечения палладия, платины и родия из концентратов. Способ включает последовательное выщелачивание с растворением каждого извлекаемого металла, палладия - раствором азотной кислоты, платины - смесью азотной и соляной кислот, а родия - раствором, содержащим соляную кислоту, с последующим удалением каждого продуктивного раствора. При этом выщелачиванию с растворением родия подвергают нерастворимый остаток после растворения платины и ведут его раствором гипохлорита натрия в растворе соляной кислоты, разведенной водой. Выщелачивание всех извлекаемых металлов осуществляют с барботажем реакционной массы воздухом, подаваемым снизу через пористую перегородку.
Данные способы имеют следующие недостатки:
WO2014091456 предполагает использование пирометаллургических методов, которые могут приводить к потерям (пылеунос, впитывание в футеровку и/или материал тары), кроме того необходимо дополнительное оборудование, стойкое к среде хлора при температурах до 850оС, что влечёт за собой дополнительные затраты и риски по промышленной безопасности.
RU2398898 предполагает стадийное растворение драгоценных металлов с барботажем воздуха, при увеличении количеств растворений на головных стадиях технологического процесса ввиду свойств драгоценных металлов неполнота данных растворений (без использования окислителей) с последовательным использованием кислот приведёт к дополнительной необходимости в дообогащении промежуточных продуктов и возможному размазыванию драгоценных металлов по технологической схеме и как следствии падения извлечении на каждой стадии, кроме того данный способ не решают проблему отделения примесных нецелевых металлов при переработке комплексного сырья, содержащего большое количество примесей.
Таким образом, существует необходимость в разработке способа, лишенного указанных выше недостатков.
Предлагаемый способ позволяет увеличить селективность извлечения и снизить содержание основной примеси – меди в материале, а также других примесей перед операцией гидрохлорирования, как следствие, существенно снизить массу материала, а также увеличить содержание драгоценных металлов в материале перед операцией гидрохлорирования и увеличить извлечение родия, рутения и иридия.
Технический результат предлагаемого изобретения заключается в
повышении степени селективности извлечения из концентрата следующих металлов: родия, рутения и иридия, а также в получении хлоридного раствора драгоценных металлов, пригодного для дальнейшего аффинажа.
Установлено, что вывод меди и других примесей выщелачиванием благоприятно сказывается на дальнейшем процессе гидрохлорирования концентрата, сокращая выход нерастворимого остатка после гидрохлорирования более чем на 13 %, по сравнению с прямым гидрохлорированием исходного концентрата. Использование операции выщелачивания концентрата в растворе соляной кислоты перед операцией гидрохлорирования позволяет сократить расход реагентов, сократить массу перерабатываемых промпродуктов, увеличить извлечения родия, рутения и иридия.
Принципиальная схема заявляемого способа представлена на рисунке 1.
Предлагаемый в настоящем изобретении способ осуществляют следующим образом.
Извлечение родия, рутения и иридия из концентрата, ориентировочный состав которого приведён в таблице 1, предполагает проведение операции гидрохлорирования, целью этой операции является максимально возможное извлечение драгоценных металлов в раствор, одновременно с драгоценными металлами в раствор также переходит основное количество примесей. Гидрохлорирование концентрата, без предварительной подготовки, приводит к повышенному выходу нерастворимого остатка и снижению извлечения целевых драгоценных металлов – родия, рутения и иридия в целевой продукт – раствор.
Таблица 1 - Ориентировочный состав концентрата
| Концентрат, содержащий родий, рутений, иридий | Содержание, % | ||||||||||
| Pt | Pd | Rh | Ir | Ru | Au | Ag | Cu | Ni | Se | Te | |
| 0,1 - 0,4 |
0,3 - 3,0 |
7,0 - 20,0 |
0,2 - 2,0 |
3,8 - 8,0 |
Менее 0,15 |
Менее 6,0 |
5,0 - 27,0 |
Менее 0,5 |
0,15- 1,0 |
Менее 11,0 | |
| Fe | As | Pb | Co | Sb | Cr | Sn | |||||
| 0,1 - 0,3 |
Менее 0,20 |
Менее 0,30 |
Менее 0,1 |
Менее 0,05 |
Менее 0,05 |
Менее 1,2 |
|||||
Предлагаемый способ извлечения родия, рутения и иридия из концентрата предполагает предварительное выщелачивание концентрата в растворе соляной кислоты с переводом большей части примесных элементов в растворённую форму.
Выщелачивание концентрата осуществляется в растворе соляной кислоты с концентрацией 200-210 г/л.
Приводимый далее пример не является ограничивающим объем изобретения, специалисту в данной области понятно, что допустимы вариации способа.
Пример осуществления способа
В реакционный аппарат рабочим объёмом 45-55 дм3 заливается 18,5 дм3 воды, загружается 9,5 кг концентрата, включается перемешивающее устройство и заливается 18,5 дм3 соляной кислоты (технической 35%, ГОСТ 857-95, марка А). Кислота заливается порциями по 1-2 дм3 в течение 15-20 минут. После ввода кислоты включается нагрев реактора и выдерживается пульпа при перемешивании в течение 3 часов при поддержании температуры 70-90°С. По окончании выщелачивания включается охлаждение реактора и при достижении температуры пульпы ниже 45°С выгружается в нутч-фильтр, заправленный полиэфирной или полипропиленовой тканью. Нутч-фильтр подключается к вакууму и производится отфильтровывание пульпы. Нерастворимый остаток промывают на фильтре водой для вытеснения раствора.
Фильтрат перекачивается в подготовленные ёмкости. Нерастворимый осадок (Н.О.) снимается с нутч-фильтра в подготовленную тару. Вся тара подлежит предварительному определению массы.
С целью увеличения производительности возможно использовать реакционный аппарат большего объёма с соблюдением пропорций ввода концентрата, соляной кислоты, воды.
Далее в таблице 2 приведены результаты операции выщелачивания концентрата соляной кислотой.
Таблица 2 - Результаты операции выщелачивания концентрата соляной кислотой
| Продукт | Ед. изм | Pt | Pd | Rh | Ir | Ru | Au | Ag | |
| Исходный концентрат | % | 0,16 | 0,99 | 14,55 | 1,13 | 3,84 | 0,02 | 0,30 | |
| Извлечение в раствор выщелачивания | % | 3,95 | 2,67 | 14,23 | 7,34 | 11,70 | <0,53 | 6,42 | |
| Продукт | Ед. изм | Cu | Ni | Fe | Pb | As | Se | Te | Sn |
| Исходный концентрат | % | 26,80 | 0,02 | 0,14 | 0,01 | 0,48 | 0,15 | 2,28 | 1,19 |
| Извлечение в раствор выщелачивания | % | 80,86 | 39,46 | ~100,0 | 63,21 | 14,82 | 5,26 | 31,77 | 11,52 |
Выход нерастворимого остатка составляет в среднем - 43,6 %.
Гидрохлорирование
Гидрохлорирование нерастворимого остатка выщелачивания производят в реакционном аппарате. На первом этапе заливают воду и загружают нерастворимый остаток при соотношении Ж:Т=2 с учётом влаги содержащейся в нерастворимом остатке выщелачивания, далее включают перемешивающее устройство и заливают соляную кислоту (техническая 35%, ГОСТ 857-95, марка А) в объёме равным количеству воды (с учётом влаги содержащейся в нерастворимом остатке). После ввода соляной кислоты включают нагрев реакционного аппарата и нагревают пульпу до температуры 60-70°С. При достижении температуры нагрев отключают и подают хлор из расчёта 1,85 кг/кг нерастворимого остатка в течение 4-8 часов до устойчивого значения ОВП (1020±20 мВ). Пульпу направляют на дальнейшее разделение драгоценных металлов.
Таблица 3 – сравнительные показатели извлечений в целевой раствор
| Элемент | Извлечение в целевой раствор, % | |
| При прямом гидрохлорировании концентрата | При гидрохлорировании нерастворимого остатка после предварительного выщелачивания концентрата | |
| Pt | 66,8 | 51,59 |
| Pd | 89,3 | 65,67 |
| Rh | 37,3 | 53,76 |
| Ir | 30,9 | 52,42 |
| Ru | 2,1 | 49,39 |
| Au | 78,2 | 50,54 |
| Ag | 5,6 | 70,89 |
Таким образом, предлагаемый согласно настоящему изобретению способ позволяет снизить количество исходного материала на операцию гидрохлорирования более чем в 2 раза, и как следствие снизить расход наиболее дорогостоящего реагента – хлора пропорционально количеству материала. Способ позволяет увеличить извлечение целевых драгоценных металлов, содержащихся в концентрате на операции гидрохлорирования, при реализации выщелачивания концентрата в соляной кислоте перед операцией гидрохлорирования: родия, рутения и иридия соответственно на 16,46%, 21,52% и 47,29%.
Claims (1)
- Способ извлечения родия, рутения и иридия из концентратов, включающий проведение операции гидрохлорирования, отличающийся тем, что осуществляют предварительное выщелачивание концентрата в растворе технической соляной кислоты концентрации 200-210 г/л и получают пульпу выщелачивания, которую направляют на фильтрацию, и полученный в результате фильтрования нерастворимый остаток выщелачивания подвергают гидрохлорированию с использованием хлора из расчёта 1,85 кг/кг нерастворимого остатка в течение 4-8 часов до устойчивого значения ОВП 1020±20 мВ, полученную в результате пульпу гидрохлорирования направляют на дальнейшее разделение извлеченных металлов.
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2861237C1 true RU2861237C1 (ru) | 2026-04-30 |
Family
ID=
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2154684C1 (ru) * | 1999-01-13 | 2000-08-20 | ООО Научно-производственная фирма "Химмет" | Способ извлечения в раствор соединений платиновых металлов, золота и серебра |
| RU2221884C1 (ru) * | 2002-04-22 | 2004-01-20 | ОАО "Красноярский завод цветных металлов им. В.Н.Гулидова" | Способ разделения цветных и благородных металлов |
| US9194022B2 (en) * | 2010-06-22 | 2015-11-24 | Rustenburg Platinum Mines Limited | Upgrading of precious metals concentrates and residues |
| RU2773294C1 (ru) * | 2021-09-27 | 2022-06-01 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" | Способ переработки концентратов на основе неблагородных элементов, содержащих редкие металлы платиновой группы |
| US20250197964A1 (en) * | 2011-12-02 | 2025-06-19 | Stillwater Mining Company | Precious metals recovery |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2154684C1 (ru) * | 1999-01-13 | 2000-08-20 | ООО Научно-производственная фирма "Химмет" | Способ извлечения в раствор соединений платиновых металлов, золота и серебра |
| RU2221884C1 (ru) * | 2002-04-22 | 2004-01-20 | ОАО "Красноярский завод цветных металлов им. В.Н.Гулидова" | Способ разделения цветных и благородных металлов |
| US9194022B2 (en) * | 2010-06-22 | 2015-11-24 | Rustenburg Platinum Mines Limited | Upgrading of precious metals concentrates and residues |
| US20250197964A1 (en) * | 2011-12-02 | 2025-06-19 | Stillwater Mining Company | Precious metals recovery |
| RU2773294C1 (ru) * | 2021-09-27 | 2022-06-01 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" | Способ переработки концентратов на основе неблагородных элементов, содержащих редкие металлы платиновой группы |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Жмурова В.В. и др. Кислотное выщелачивание тяжелых цветных металлов из золотосодержащих катодных осадков. Горный информационно-аналитический бюллетень, 2021, N3-1, c. 330-337. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP0048103B1 (en) | Process for the extraction of precious metals from concentrates thereof | |
| US7951223B2 (en) | Method of separating rhodium from platinum and/or palladium | |
| US8252252B2 (en) | Processes for the recovery of ruthenium from materials containing ruthenium or ruthenium oxides or from ruthenium-containing noble metal ore concentrates | |
| CA2933448C (en) | A process for extracting noble metals from anode slime | |
| US4094668A (en) | Treatment of copper refinery slimes | |
| CN111606308B (zh) | 一种铜阳极泥分铜渣高效分离回收碲的方法 | |
| Sun et al. | Recovery of platinum from chloride leaching solution of spent catalysts by solvent extraction | |
| US20240287644A1 (en) | Recovery method for valuable metals in copper anode slime | |
| JP6780448B2 (ja) | 高品位ロジウム粉の回収方法 | |
| NO158106B (no) | Fremgangsmaate for behandling av en vandig opploesning inneholdende edelmetaller og uoenskede elementer. | |
| US3997337A (en) | Separation and/or purification of precious metals | |
| AU2004274670B2 (en) | Method for processing anode sludge | |
| US5271909A (en) | Method of tellurium separation from copper electrorefining slime | |
| CN1132946C (zh) | 贵金属熔炼渣湿法冶金工艺 | |
| US4002469A (en) | Separation of metals | |
| CN115198096A (zh) | 银阳极泥一段化学还原精炼制备四九金的方法 | |
| RU2062804C1 (ru) | Способ извлечения иридия из материала, содержащего металлы платиновой группы | |
| RU2154684C1 (ru) | Способ извлечения в раствор соединений платиновых металлов, золота и серебра | |
| US20210071284A1 (en) | Method for hydrometallurgical processing of a noble metal-tin alloy | |
| RU2773294C1 (ru) | Способ переработки концентратов на основе неблагородных элементов, содержащих редкие металлы платиновой группы | |
| RU2104320C1 (ru) | Способ переработки продуктов, содержащих рутений и иридий | |
| RU2309999C2 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из концентратов | |
| JP3550537B2 (ja) | パラジウムの抽出方法 | |
| DE10121946C1 (de) | Verfahren zum Herauslösen von Edelmetall aus edelmetallhaltigem Material | |
| CN120026182A (zh) | 一种银电解银阳极泥短流程处理方法 |