Извлечение соединений металлов из руд или концентратов мокрыми способами: ...соляная кислота – C22B 3/10

Изобретение относится к способу переработки медно-ванадиевых отходов процесса очистки тетрахлорида титана. Твердые медно-ванадивые отходы выщелачивают водой с получением медно-ванадиевой пульпы, в которую подают гипохлорит кальция или осветленную пульпу газоочистных сооружений титано-магниевого производства с концентрацией активного хлора, равной 15-90 г/дм³, при соотношении гипохлорита кальция к медно-ванадиевой пульпе, равном (1,5-2,0):1. Пульпу выдерживают при перемешивании в течение 2-5 часов, заливают соляную кислоту при перемешивании до pH раствора 2,0-3,0, суспензию фильтруют и раствор двухвалентной меди подают в цементатор. Осадок в виде смеси восстановителя и медного порошка разделяют на медный порошок и восстановитель. Медный порошок промывают, фильтруют, сушат и очищают от примесей железа магнитной сепарацией. Восстановитель после декантации возвращают на стадию цементации. Техническим результатом является повышение извлечения меди и улучшение технических свойств получаемого медного порошка. 9 з.п. ф-лы, 3 пр.

Изобретение относится к области гидрометаллургии и может быть использовано при переработке концентратов, промпродуктов и твердых отходов, содержащих металлы. Способ извлечения ионов тяжелых металлов железа, золота и серебра из сульфатного кека включает выщелачивание спека 3 н. раствором HCl при температуре 70°C и отношении Ж:Т=2. Причем выщелачивание ведут в присутствии поваренной соли при ее концентрации не менее 120-140 г/дм ³. Технический результат заключается в интенсификации процесса выщелачивания и более полном извлечении в раствор металлов из материалов, их содержащих. 4 табл., 2 пр.

Предложен обогащенный титаном остаток после выщелачивания ильменита соляной кислотой как сырье для получения титансодержащего пигмента при помощи сернокислотного способа. Обогащенный титаном остаток состоит из рыхлого и пористого остатка, получаемого после удаления железа из кристаллической решетки ильменита (FeTiO ₃) выщелачиванием соляной кислотой, и агрегатов метатитановой кислоты. Остаток содержит небольшие количества рутила и титанавгита, большая часть составляющего его TiO₂ является аморфной. Полученное после выщелачивания твердое вещество сушат с образованием обогащенного титаном остатка. Остаток является растворимым в серной кислотой, а содержание в нем воды составляет не более 20%, причем остаток представляет собой белые, светло-желтые или светло-серые частицы или порошок, содержание в которых аморфного TiO₂ составляет 65-97%, общее содержание железа составляет не более 8%, а удельный вес остатка составляет 2,9-3,6. Техническим результатом является получение титансодержащего пигмента с помощью обогащенного титаном остатка, что позволяет эффективно перерабатывать мелкодисперсный ильменит региона, получать раствор сульфата титана со сверхнизким отношение железа к диоксиду титана (Fe/TiO2) и удвоить производительность перерабатывающего оборудования. 3 н. и 4 з.п. ф-лы, 6 ил., 12 табл., 12 пр.

Изобретение относится к области переработки алюмосиликатного сырья, в частности кианита, и может быть использовано при производстве глинозема, пригодного для получения корундовых огнеупоров, мелкодисперсного аморфного кремнезема, керамики, силумина и алюминия. Кианитовый концентрат подвергают солянокислотной обработке при концентрации кислоты 15-25%, Т:Ж=1:4-8 и температуре 80-95°C в течение 0,5-2,0 часов с отделением алюмосиликатного остатка. Остаток смешивают с гидродифторидом аммония в массовом соотношении 1:3-4. Полученную смесь подвергают помолу до обеспечения крупности частиц 60-250 мкм в количестве не менее 90%. Молотую смесь нагревают до 240-270°C и выдерживают в нагретом состоянии в течение 3-5 часов до полного фторирования компонентов с образованием спека. Затем проводят высокотемпературную обработку спека при 780-820°C в течение 4-6 часов с удалением летучих гексафторосиликата, гексафтортитаната и фторида аммония и получением алюминийсодержащего продукта. Способ обеспечивает снижение содержания примеси диоксида кремния в алюминийсодержащем продукте до 0,0001% и менее. Степень извлечения оксида алюминия из кианитового концентрата достигает 98% при содержании оксида алюминия в целевом продукте 98,7-99,5%. 2 з.п. ф-лы, 4 пр.

Изобретение относится к технологии получения соединений циркония из бадделеитового концентрата, в частности оксохлорида и диоксида циркония, и может найти применение в волоконной оптике при получении функциональной керамики, специальных стекол, монокристаллов фианита. Смешивают молотый концентрат с карбонатом или оксидом кальция и хлоридом кальция. Смесь подвергают механоактивации в течение 10-30 минут при интенсивности энергоподвода не менее 5 кДж/с на 1 кг смеси до обеспечения удельной поверхности частиц бадделеита 8-12 м²/г. Затем смесь прокаливают при температуре 900-950°С в течение 3,0-3,5 часов с образованием спека, содержащего цирконат кальция. Спек обрабатывают 10-20% соляной кислотой при Т:Ж=1:3-4 и температуре 70-95°С с получением суспензии, содержащей оксохлорид циркония и хлорид кальция в жидкой фазе и нерастворимый остаток бадделеита, который отделяют от жидкой фазы. Техническим результатом является снижение температуры прокаливания на 200-250°С при обеспечении степени извлечения циркония из концентрата в жидкую фазу 97,3-98,5%. 3 з.п. ф-лы, 4 пр.

Настоящее изобретение относится к способам комплексной переработки отработанных катализаторов. Заявлен способ, в котором извлечение молибдена и церия проводят в две стадии, на первой стадии проводят извлечение соединения молибдена, после чего проводят стадию извлечения соединения церия. На первой стадии проводят измельчение катализатора, добавляют раствор выщелачивающего агента в массовом соотношении к отработанному катализатору (0,5-10):1, в концентрации не менее 0,1 моль/л, проводят перемешивание суспензии в течение 4-10 часов при температуре 90-95°C, фильтрование смеси с выделением осадка, промывание его водой. Далее готовят смесь из фильтрата и промывных вод осадка, содержащих молибден, смесь упаривают до получения товарного продукта. После этого проводят второй этап извлечения соединения церия, для чего проводят полное растворение остатка измельченного катализатора в соляной кислоте, добавляют воду и упаривают ее затем до первоначального объема раствора, отделяют нерастворившуюся часть фильтрованием, оставшийся раствор нейтрализуют до pH 3,5-4,5 с его контролем, раствор нагревают до 90-100°C с перемешиванием и последовательно добавляют раствор соли кальция в соотношении кальций: катализатор от 1:100 до 5:100 и насыщенный раствор щавелевой кислоты в соотношении к катализатору от 5:1 до 10:1, ведут перемешивание при температуре 70-100°C в течение 2-6 часов, проводят выдержку раствора для осаждения соединения церия в течение 4-24 часов при комнатной температуре, осадок отделяют от маточного раствора фильтрованием, промывают его и сушат до постоянной массы. Также заявлены способ извлечения только молибдена из указанного катализатора и способ извлечения только церия из указанного катализатора. Технический результат - извлечение молибдена и церия с высоким процентом их выхода и чистотой путем устранения взаимного влияния извлекаемых компонентов друг на друга. 3 н. и 15 з.п. ф-лы, 2 табл., 18 пр.

Настоящее изобретение относится к способу извлечения церия из отработанных железокалиевых катализаторов дегидрирования олефиновых углеводородов. Способ заключается в том, что извлечение церия осуществляют после предварительной подготовки катализатора. При этом проводят измельчение отработанного катализатора. Измельченный катализатор подвергают прокаливанию при температуре 650-800°C в течение 3-6 часов. После прокаливания катализатор охлаждают до комнатной температуры и проводят извлечение соединения церия растворением прокаленного катализатора в концентрированной соляной кислоте. Полученный раствор со взвешенными частицами диоксида церия нагревают до кипения, выдерживают при температуре кипения 100-110°C в течение 30-120 минут и в течение 3-12 часов при температуре 0-20°C с получением осадка. Полученный осадок отделяют от маточного раствора фильтрованием путем слива раствора с поверхности осадка на фильтр с размером пор фильтрующего материала не более 2 мкм. Осадок на фильтре промывают от соединения железа и сушат до постоянной массы диоксида церия. Техническим результатом является извлечение церия с высокой чистотой путем устранения взаимного влияния извлекаемых компонентов друг на друга. 1 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл., 11 пр.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано при утилизации отработанных катализаторов, содержащих соединения палладия и других металлов. Способ включает растворение катализатора в соляной кислоте с получением раствора хлоридов палладия и других металлов. Затем проводят трехступенчатую обработку растворов гидроксидом натрия в присутствии в растворах в качестве сорбента фибриллированных целлюлозных волокон с получением на каждой ступени композиционных материалов (КМ), состоящих из целлюлозных волокон с иммобилизованными ими частицами нерастворимых соединений металлов. КМ на каждой ступени выделяют методом напорной флотации. Техническим результатом является упрощение процесса, повышение степени регенерации палладия, утилизация меди и алюминия и проведение процесса в непрерывном режиме. 4 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 пр.

Способ может быть использован для получения никеля из рудного сульфидного сырья, в частности из руд и концентратов флотационного обогащения сульфидных руд. Способ получения никеля из рудного сульфидного сырья включает выщелачивание хлоридным раствором при подаче кислорода и хлора. Затем ведут осаждение меди из раствора с получением медного сульфидного кека, очистку раствора от железа, цинка и кобальта. После очистки проводят электроэкстракцию никеля из раствора и переработку стока с регенерацией хлора и щелочи. При этом выщелачивание ведут в две стадии с противотоком по раствору, причем на первую стадию подают только кислород, а на вторую - только хлор. Техническим результатом является исключение потерь цветных металлов при переработке рудного сульфидного сырья и связанное с ним снижение материальных затрат, эксплуатационных расходов. 4 з.п. ф-лы, 1 ил., 5 табл., 7 пр.

Изобретение относится к технологии железо-титансодержащего минерального сырья и переработке аризонитовых и ильменитовых концентратов. Способ переработки аризонитовых и ильменитовых концентратов включает обработку исходного концентрата выщелачиванием раствором соляной кислоты при контролируемом давлении и температуре в замкнутом объеме при температурах выше 99°С. После выщелачивания проводят выделение обогащенного титаном осадка и его обработку. Причем перед выщелачиванием исходный концентрат подвергают предварительной механоактивации до уровня, обеспечивающего извлечение в раствор железа не менее 85%, а титана не более 5%. Технический результат состоит в селективном извлечении в раствор соединений железа и других примесей, которые содержатся в ильменитовом и аризонитовом концентратах, при минимальных потерях в раствор ценного компонента - титана. 6 з.п. ф-лы, 1 табл., 9 пр.

Изобретение относится к области гидрометаллургии и горного дела, в частности к способу извлечения золота из упорных сульфидных руд. Способ включает измельчение и распульповку руды в растворе химических реагентов. При этом распульповку измельченной руды ведут в растворе высокочистого гипохлорита кальция с соляной кислотой для получения активного хлора, окисления им сульфидных минералов и растворения золота в режиме скоростного, ударного дезинтегрирования реагирующих масс. Полученную пульпу подают на электрохимическое осаждение золота на углеволокнистую ткань HAT-100 катода. После электроосаждения проводят обжиг золотонасыщенной ткани с получением золотого спека. Техническим результатом является упрощение процесса и повышение эффективности извлечения золота из упорных сульфидных руд. 2 табл., 3 ил.

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано при извлечении палладия из отработанных катализаторов, в том числе катализаторов низкотемпературного окисления оксида углерода(II) на основе -Аl₂О₃, содержащих хлорид палладия(II) и бромид меди(II). Способ включат кислотное выщелачивание палладия из отработанных катализаторов и сорбцию палладия из хлоридного раствора. При этом кислотное выщелачивание ведут 1 М раствором соляной кислоты. Полученный раствор разбавляют водой до рН 1. Сорбцию палладия ведут из разбавленного раствора на химически модифицированном кремнеземе, содержащем привитые группы -аминопропилтриэтоксисилана. Техническим результатом изобретения является количественное извлечение палладия дешевым азотсодержащим сорбентом, экспрессность способа, а также возможность регенерации сорбента. 4 табл.

Изобретение относится к способу получения диоксидов циркония и кремния из циркона. Циркон смешивают с раствором хлорида магния с образованием пульпы, которую подвергают распылительному обжигу с образованием газообразной смеси паров воды и хлористого водорода и твердой смеси циркона и оксида магния. Смесь спекают при 125÷1300°С с получением пека. Пек обрабатывают соляной кислотой с получением суспензии, которую нагревают при 107±5°С до величины рН, равной 6,5÷7,0 с образованием твердого продукта, состоящего из диоксидов циркония, кремния и хлорида магния, который выщелачивают подкисленной водой с получением раствора хлорида магния и диссоциированного циркона - смеси ассоциированных диоксидов циркония и кремния. Смесь промывают водой, а затем обрабатывают водным раствором фторида аммония с образованием водного раствора гексафторсиликата аммония, паров аммиака и нерастворимого в водном растворе фторида аммония диоксида циркония, который промывают и сушат с получением товарного продукта в виде технического диоксида циркония. Фильтрат насыщают парами аммиака с получением пульпы, состоящей из водного раствора фторида аммония и гидратированного диоксида кремния, который промывают и сушат с получением товарного продукта в виде гидратированного диоксида кремния. Техническим результатом является комплексная переработка циркона с получением товарных продуктов - технического диоксида циркония и гидратированного диоксида кремния, осуществляемая по замкнутой технологической схеме. 1 ил., 3 табл.

Изобретение может быть использовано в химической промышленности. Способ обогащения механических концентратов анатаза включает обжиг (1) концентрата анатаза в печи с псевдоожиженным слоем или в барабанной печи; восстановление (2) обожженного продукта в печи с псевдоожиженным слоем или в барабанной печи с использованием в качестве восстановителя водорода, природного газа; сухую или мокрую сепарацию (3) восстановленного продукта в слабом магнитном поле в магнитных сепараторах, снабженных постоянным магнитом и барабаном, при которой магнитную фракцию, образовавшуюся на этапе восстановления, отбрасывают; сухую сепарацию (4) в сильном, высокоградиентном магнитном поле немагнитной фракции, полученной в результате сепарации в слабом магнитном поле, в валковых или барабанных сепараторах с редкоземельным постоянным магнитом, с извлечением силикатов, вторичных фосфатов, моназита, кальциртита, цирколинита и содержащих уран и торий минералов; выщелачивание (5) магнитной фракции, полученной в результате сепарации в сильном магнитном поле, в смесительных резервуарах или колоннах с псевдоожиженным слоем раствором соляной кислоты; фильтрацию выщелоченного продукта на ленточном фильтре; сушку отфильтрованного продукта в ротационной сушилке или сушилке с псевдоожиженным слоем; окисление (6) высушенного продукта в барабанной печи или реакторе с псевдоожиженным слоем; быстрое охлаждение окисленного продукта в воде или сжатом воздухе в барабанном устройстве охлаждения или при погружении в воду; выщелачивание (7) быстроохлажденного продукта в смесительных резервуарах или колоннах либо соляной кислотой, либо серной кислотой; фильтрацию продукта со второго выщелачивания (7) на ленточном фильтре; сушку отфильтрованного продукта в ротационной сушилке или сушилке с псевдоожиженным слоем и конечную сухую сепарацию (8) продукта со второго выщелачивания в сильном, высокоградиентном магнитном поле в валковых или барабанных сепараторах с редкоземельным постоянным магнитом с отбрасыванием магнитной фракции и выделением немагнитной фракции в качестве конечного продукта (Р), то есть синтетического рутила. Изобретение позволяет получить синтетический рутил с низким содержанием редкоземельных и радиоактивных элементов, уменьшив затраты на производство. 3 н. и 25 з.п. ф-лы, 3 ил., 4 табл.

Изобретение относится к способу выщелачивания ценного металла из руды, содержащей указанный ценный металл. Способ заключается в том, что проводят следующие стадии: выщелачивание руды в присутствии хлористоводородной кислоты с образованием растворимого хлорида металла в растворе для выщелачивания, добавление серной кислоты и/или диоксида серы в раствор для выщелачивания, регенерация твердого сульфата металла или сульфита металла из раствора для выщелачивания и регенерация хлористоводородной кислоты и непрерывное превращение по крайней мере части хлористоводородной кислоты из раствора в парообразную фазу. Затем парообразную хлористоводородную кислоту поглощают и возвращают на стадию выщелачивания. Серную кислоту и/или диоксид серы добавляют в раствор для выщелачивания в процессе выщелачивания или после него. Ценный металл обычно выбирают из группы, включающей Zn, Сu, Ti, Al, Cr, Ni, Co, Mn, Fe, Pb, Na, К, Са, металлы платиновой группы и золото. Металлом в сульфате металла или сульфите металла является ценный металл или менее ценный металл, по сравнению с металлом, который выщелачивают из руды, например магний. Техническим результатом является повышение экономичности процесса. 13 з.п. ф-лы, 27 ил., 1 табл.

Изобретение относится к области металлургии, а именно к способам гидрометаллургической переработки минерального сырья, содержащего соединения железа, цинка, кальция и кремния. Способ включает выщелачивание измельченного сырья водным раствором соляной кислоты, разделение твердофазных и жидкофазных продуктов и последующее выделение целевых компонентов. В качестве исходного сырья используют полиметаллические шлаки свинцового производства, дополнительно содержащие соединения германия. Выщелачивание осуществляют раствором соляной кислоты с концентрацией от 6 до 30 мас.% при соотношении твердой и жидкой фаз 1:(1-5). Перед разделением твердофазных и жидкофазных продуктов доводят соотношение твердой и жидкой фаз до 1:(8-20) путем добавления воды с переводом железа, цинка и кальция в жидкофазный продукт, а кремния и германия в виде их оксидов в твердофазный продукт. Техническим результатом изобретения является упрощение выделения целевых компонентов. 2 з.п. ф-лы.

Изобретение относится к способу выщелачивания ценного металла из руды, содержащей указанный ценный металл. Способ включает следующие стадии: выщелачивание руды в присутствии хлористоводородной кислоты с образованием растворимого хлорида металла в растворе для выщелачивания, добавление серной кислоты в раствор для выщелачивания, извлечение сульфата металла из раствора для выщелачивания и регенерация хлористоводородной кислоты. В качестве руды используют оксидную руду цветного металла, такую как оксидная цинковая руда, латеритная никелевая руда, такая как сапролит или лимонит, сульфидная руда или титановая руда. Ценный металл выбирают из группы, включающей Zn, Cu, Ti, Al, Cr, Ni, Со, Mn, Fe, Pb, Na, K, Са, металлы платиновой группы и золото. Металлом в составе сульфата металла может быть ценный металл или менее ценный металл, такой как магний. Регенерированную хлористоводородную кислоту направляют в рециркуляционную систему в процесс выщелачивания. Техническим результатом является повышение экономичности процесса. 39 з.п. ф-лы, 36 ил., 5 табл.

Изобретение относится к способу переработки упорных руд и концентратов, содержащих золото. Способ включает обработку их хлором в присутствии воды и комплексообразователя в виде хлорида натрия с переводом золота в раствор, отделение раствора от образовавшегося осадка, промывку осадка водой с образованием промывных вод. Обработке подвергают упорные руды или концентраты с пониженным содержанием золота и урана с дополнительным извлечением урана. При этом обработку ведут хлором в атомарном или в молекулярном состоянии. В качестве комплексообразователя берут хлорид или сульфат натрия. Обработку ведут при массовом соотношении Ж:Т, равном (1-1,5):1, в течение 1-2 часов при температуре 20-70°С при одновременном переходе в раствор золота и урана. Техническим результатом является упрощение процесса, снижение энергозатрат при сохранении высокой степени извлечения золота и урана из бедных упорных руд и концентратов. 6 з.п. ф-лы, 6 табл.

Изобретение может быть использовано для получения хлорида магния, кремнезема и красного пигмента. Для этого прокаленный при температуре 680-750°С серпентинит обрабатывают 4-8% раствором соляной кислоты при массовом соотношении серпентинита и соляной кислоты 1:(15-40). Затем горячую пульпу декантируют и фильтруют, осадок высушивают с получением кремнезема, а фильтрат выпаривают и отделяют кремниевую кислоту. После отделения кремниевой кислоты в виде золь-геля в раствор, содержащий хлориды магния и железа (III), добавляют соляную кислоту до получения 4-8% раствора соляной кислоты. Полученный солянокислый раствор используют для обработки новой порции серпентинита. Далее стадии декантации, фильтрации, выпаривания фильтрата, отделения кремниевой кислоты и обработки полученного раствора соляной кислотой повторяют 3-5 раз, используя новые порции прокаленного серпентинита. Концентрированный таким образом раствор при температуре 90°С смешивают с серпентинитом, фильтруют, отделяют раствор хлорида магния от осадка, содержащего гидроксид железа (III). Указанный осадок обрабатывают при температуре 350-400°С с получением красного пигмента. Изобретение позволяет упростить процесс переработки серпентинита, повысить экологическую безопасность, уменьшить затраты и отходы. 1 ил.

Изобретение относится к способам выделения благородных металлов из отходов, в том числе аффинажного производства. Способ переработки серебросодержащих свинцовых отходов для извлечения серебра и свинца в виде продуктов включает выщелачивание отходов содержащим соляную кислоту раствором для перевода свинца в раствор, а серебра в остаток. При этом выщелачивание ведут в три стадии, на первой стадии - насыщенным при температуре 0°-25°С раствором хлорида свинца (РbСl₂) в концентрированной соляной кислоте (НСl) путем размещения отходов в этот раствор, нагретый до температуры 40°-80°С с переводом в раствор большей части свинца. На второй и третьей стадиях не растворившиеся остатки выщелачивают в 30-42%-ной НСl с последующей фильтрацией до получения чистого порошкообразного серебра в нерастворимом остатке. Раствор после первой стадии охлаждают до 0°-25°С, выделяют из него кристаллы РbСl₂, объединяют с растворами НСl после выщелачивания на второй и третьей стадиях и направляют на выщелачивание новой порции отходов. Техническим результатом является повышение эффективности переработки отходов, дополнительная экономическая выгода при применении данного способа на разнообразных металлургических производствах. Применение способа на свинцовом заводе средней производительности позволит получать доход примерно 100 миллионов долларов в год за счет продажи хлорида свинца. 4 табл.

Изобретение относится к способу выщелачивания ценного металла из руды, содержащей указанный ценный металл. Способ включает следующие стадии: выщелачивание руды в присутствии хлористоводородной кислоты с образованием растворимого хлорида металла в растворе для выщелачивания, добавление диоксида серы в раствор для выщелачивания, извлечение сульфата металла или сульфита металла из раствора для выщелачивания и регенерация хлористоводородной кислоты. В качестве руды может быть использована оксидная руда цветного металла, такая как оксидная цинковая руда, латеритная никелевая руда, такая как сапролит или лимонит, сульфидная руда или титановая руда. Ценный металл выбирают из группы, включающей Zn, Cu, Ti, Al, Cr, Ni, Co, Mn, Fe, Pb, Na, К, Са, металлы платиновой группы и золото. Металлом в составе сульфата металла или сульфита металла может быть ценный металл или менее ценный металл, такой как магний. Регенерированную хлористоводородную кислоту направляют в рециркуляционную систему в процесс выщелачивания. Техническим результатом является повышение эффективности и экономичности процесса. 44 з.п. ф-лы, 36 ил., 5 табл.

Изобретение относится к переработке титаномагнетитового концентрата, содержащего ванадий, и может быть использовано для получения титановых продуктов, чистого оксида железа и железованадиевого концентрата, пригодного для легирования чугунов, сталей и сплавов. Способ переработки титаномагнетитового концентрата включает выщелачивание концентрата соляной кислотой при нагревании в присутствии металлического железа с переводом железа и ванадия в раствор выщелачивания и концентрированием титана в остатке. Затем проводят упаривание раствора с выделением железосодержащего осадка, пиролиз железосодержащего осадка с получением оксида железа и регенерированной соляной кислоты, а также сушку и прокаливание титансодержащего остатка с получением титанового продукта. При этом выщелачивание титаномагнетитового концентрата ведут при концентрации соляной кислоты 15-19% и температуре 95-105°С. Из раствора выщелачивания осаждают железованадиевый продукт в виде осадка гидроксидов железа и ванадия путем обработки раствором аммиака при рН 2,4-2,8 с получением раствора хлорида железа (II). Подвергают упариванию полученный раствор хлорида железа с выделением железосодержащего осадка и пиролизом осадка. Прокаливание титансодержащего остатка ведут при температуре 700-800°С. Техническим результатом является получение чистого оксида железа с содержанием не менее 99,3 мас.% Fe₂O₃ . 2 з.п. ф-лы, 1 табл.

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано для извлечения благородных металлов (палладий, платина, золото, серебро) из различных видов минерального сырья. Способ извлечения благородных металлов из минерального сырья, содержащего хлориды щелочных и щелочноземельных металлов, включает обжиг, выщелачивание огарка, сорбцию благородных металлов из полученной пульпы с использованием синтетического сорбента, содержащего сильно- и слабоосновные функциональные группы, и десорбцию благородных металлов. При этом выщелачивание огарка ведут раствором соляной кислоты, перед десорбцией проводят отмывку сорбента в 2 этапа. На первом этапе - жидкой фазой сбросной пульпы, на втором - водой. Десорбцию благородных металлов ведут солянокислым раствором тиомочевины с последующим осаждением благородных металлов из тиомочевинного раствора десорбата раствором гидроксида аммония в коллективный концентрат. Причем процесс ведут в каскаде из 6-и аппаратов с сетчатыми дренажами при фиксированном объеме загрузки сорбента в каждом аппарате. Десорбцию благородных металлов проводят при температуре 50-60°С раствором, содержащим 60-80 г/дм ³ тиомочевины и 3-10 г/дм³ соляной кислоты. Осаждение благородных металлов проводят раствором гидроксида аммония при рН 8,7-8,8 и температуре 50-60°С. Техническим результатом являются сокращение времени процесса и уменьшение расхода реагентов. 3 з.п. ф-лы, 4 табл.

Изобретение относится к способам извлечения благородных металлов из сырья, содержащего хлориды щелочных металлов, например шламов. Способ включает обогащение сырья промывкой водой, обжиг нерастворимого остатка и выщелачивание огарка. При этом перед выщелачиванием огарка его подвергают вторичному обогащению промывкой водой при соотношении Т:Ж=1:0,7-2,5. Техническим результатом является снижение объема получаемых при выщелачивании пульп, увеличение извлечения благородных металлов и возвращение хлорида калия в производство. 2 табл.

Изобретение относится к способам извлечения благородных металлов и может быть использовано для извлечения благородных металлов из минерального сырья, содержащего хлориды щелочных и щелочно-земельных металлов, например шламов калийного производства. Способ извлечения благородных металлов из глинисто-солевых отходов - шламов калийных предприятий, содержащих хлориды щелочных и щелочно-земельных элементов, включает получение из них коллективного концентрата, обжиг, выщелачивание благородных металлов из огарка и сорбцию благородных металлов. Получение коллективного концентрата проводят до содержания хлоридов от 15 до 30%. Перед обжигом концентрат гранулируют и подвергают обжигу при температуре 500-950°С. Выщелачивание благородных металлов из огарка ведут раствором соляной кислоты. Техническим результатом является повышение комплексного извлечения благородных металлов. 5 табл.

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к аффинажному производству металлов платиновой группы (МПГ). Способ вскрытия рутениевого концентрата включает термообработку его в смеси с пероксидом натрия в железных противнях при массовом соотношении пероксида натрия к концентрату (0,8-2,0) и постепенном повышении температуры до 500-600°С. Затем ведут обработку продукта термообработки в воде и растворение в соляной кислоте с переводом и концентрированием рутения в хлоридном растворе. После обработки продукта термообработки в воде полученную пульпу обрабатывают восстановителем, в качестве которого используют Na₂SO₃ или С₂Н₅OН, до достижения значения окислительно-восстановительного потенциала, равного минус (100-200) мВ (относительно хлорсеребряного электрода сравнения). Полученный осадок отделяют от образовавшегося водного щелочного раствора и подвергают растворению в соляной кислоте. Техническим результатом изобретения является достижение глубокого вскрытия концентрата с последующим концентрированием рутения в хлоридном растворе с низкой солевой насыщенностью. 1 табл.

Изобретение относится к способу переработки сурьмянистого золотосодержащего сплава Au-Sb. Способ включает растворение сплава раствором соляной кислоты, выделение из хлоридного раствора гидролизом хлорокиси сурьмы и извлечение золота сорбцией. При этом растворение сплава осуществляют раствором соляной кислоты с перекисью водорода. Выделенную после гидролиза хлорокиси сурьмы растворяют в винной кислоте и раствор направляют на электролиз с получением катодной сурьмы. При электролизе проводят регенерацию раствора для последующего использования при растворении. Извлечение золота сорбцией ведут из раствора, содержащего 60-65 мг/л золота, высокоосновным анионитом АВ-17. Техническим результатом изобретения является возможность перерабатывать сплавы с содержанием благородных металлов в широком диапазоне - от 0,1 до 1,3%. 6 з.п. ф-лы, 4 табл.

Изобретение относится к способу переработки сурьмянистых сплавов с содержанием благородных металлов более 0,1%. Способ включает растворение сплавов в растворе, содержащем кислоту, и последующее выделение из растворов благородных металлов цементацией. Перед растворением сплавов проводят удаление из них свинца обработкой растворителем. Растворение сплавов ведут раствором, содержащим соляную кислоту и перекись водорода или персульфат натрия. Цементацию благородных металлов осуществляют сурьмянистыми сплавами с меньшим содержанием благородных металлов, или порошком катодной сурьмы крупностью 100-74 мкм, или золотосурьмяным флотационным концентратом крупностью 100-74 мкм с получением сплава, обогащенного благородными металлами, с последующим выделением благородных металлов из полученных продуктов. Технический результат изобретения заключается в возможности перерабатывать сплавы с широким диапазоном концентраций благородных металлов - от 0,1 до 1,3%. 3 з.п. ф-лы, 2 табл.

Изобретение относится к области металлургии драгоценных металлов, в частности к способам вскрытия концентратов, содержащих платиновые металлы (ПМ) и золото. Способ включает автоклавное выщелачивание материала раствором, содержащим хлорид натрия, при температуре 200÷230°С и при парциальном давлении кислорода 7-10 ати. Выщелачивание проводят раствором, содержащим хлорид натрия и соляную кислоту, при расходе хлорид-иона, равном 1,5÷3,0 г/г суммы драгоценных металлов, содержащихся в исходном материале, до достижения окислительно-восстановительного потенциала платинового электрода в пульпе относительно насыщенного хлорсеребряного электрода, равного 690÷750 мВ. Технический результат заключается в повышении извлечения платиновых металлов в раствор за счет вскрытия упорных минералов, а также в упрощении процесса последующего извлечения редких платиновых металлов (родия, рутения и иридия) из полученных хлоридных растворов. 1 з.п. ф-лы, 1 табл.

Изобретение относится к области гидрометаллургии, в частности к гидрохимическим способам переработки отвального шлама, получаемого при переработке ванадийсодержащих шлаков. Отвальный шлам выщелачивают оборотной концентрированной соляной кислотой при температуре кипения солянокислой пульпы, равной 103-109°С, с образованием газообразной смеси паров воды и хлористого водорода и получением солянокислого раствора, содержащего титан, ванадий, железо, хром, марганец, и кека. Полученный кек промывают и сушат с получением товарного продукта в виде концентрата оксида кремния. Из полученного солянокислого раствора селективно выделяют осаждением в три стадии соединения металлов: гидроксид титана, гидратированный пентаоксид ванадия, смесь оксидов железа и хрома и основной карбонат марганца. Образовавшуюся на каждой стадии выделения соединений металлов парогазовую смесь воды и хлористого водорода конденсируют с получением оборотной соляной кислоты. Ее используют для промывки осадков соединений металлов и выщелачивание исходного шлама. Техническим результатом является селективное и безотходное выделение из шлама соединений титана, ванадия, железа, хрома и марганца с получением товарных продуктов в виде концентратов диоксида титана, пентаоксида ванадия, смеси оксидов железа и хрома и оксида марганца, осуществляемое по замкнутой технологической схеме. 1 ил., 3 табл.