EA010939B1 - Способ выделения металлов, таких как золото и платина, включающий тонкое измельчение, образование пульпы и окисление - Google Patents
Способ выделения металлов, таких как золото и платина, включающий тонкое измельчение, образование пульпы и окисление Download PDFInfo
- Publication number
- EA010939B1 EA010939B1 EA200701261A EA200701261A EA010939B1 EA 010939 B1 EA010939 B1 EA 010939B1 EA 200701261 A EA200701261 A EA 200701261A EA 200701261 A EA200701261 A EA 200701261A EA 010939 B1 EA010939 B1 EA 010939B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- pulp
- oxidizing device
- stage
- gold
- microns
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/08—Obtaining noble metals by cyaniding
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/12—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Metal Powder And Suspensions Thereof (AREA)
Abstract
Данное изобретение относится к способу получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала. В соответствии с изобретением в первой стадии способа сырьевой материал, содержащий металлы, измельчают до образования сверхтонкой пульпы с частицами, имеющими размер d, равный 100 мкм или менее. Во второй стадии способа согласно изобретению пульпу сверхтонкого помола из первой стадии насыщают кислородом путем многократного пропускания ее через встроенное стационарное окислительное устройство (30) и рециркулируют ее в резервуар (28) или любой другой резервуар. В результате способ согласно изобретению значительно уменьшает время, требуемое на выщелачивание, повышает процент извлечения металлов, сокращает потребление цианида, обеспечивает более стабильную остаточную фракцию золота и снижает капитальные и эксплуатационные затраты.
Description
Предпосылки создания изобретения
Данное изобретение относится к способу получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала.
Патент США № 6833021 описывает способ получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала. В этом способе сырьевой материал тонко измельчают и выщелачивают раствором, включающим известь и/или известняк, в присутствии кислородсодержащего газа. Реакцию осуществляют в открытом резервуаре и кислород вводят с посредством барботажа. Расход кислорода в этом способе большой, 200-1000 кг кислорода на тонну твердых веществ. Резервуары, кроме того, нагревают, и целью способа является полный распад сульфидов. Расход извести тоже очень большой и составляет 100-1200 кг извести и/или известняка на тонну твердых веществ. Более того, этот способ требует большого резервуарного парка для разложения сульфидов и высоких капитальных и эксплуатационных затрат.
Целью данного изобретения является разработка усовершенствованного и экономичного способа получения из сырьевого материала металлов, таких как обычные металлы, платина или золото.
Краткое изложение сущности изобретения
Согласно изобретению предлагается способ получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала, причем этот способ включает стадии:
1) получение сырьевого материала в виде пульпы с частицами, имеющими размер б90, равный 100 мкм или менее, предпочтительно 50 мкм или менее, более предпочтительно 25 мкм или менее, еще более предпочтительно 15 мкм или менее, наиболее предпочтительно 10 мкм или менее;
2) многократное пропускание пульпы через окислительное устройство и
3) необязательно, проведение насыщенной кислородом пульпы через стадию выщелачивания. Стадии 1) и 2) можно осуществлять одновременно.
Окислительное устройство на стадии 2) предпочтительно работает при давлении от 1 до 10 бар, обычно около 2,5 бар.
Предпочтительно кислород вводят в окислительное устройство на стадии 2) в виде пузырьков, предпочтительно размер пузырьков кислорода равен от 1 до 1000 мкм, предпочтительно 1-500 мкм, типично в среднем 100 мкм.
Предпочтительно окислительное устройство обеспечивает интенсивное перемешивание пульпы.
Предпочтительно давление в кислородной магистрали в точке инжекции кислорода превышает давление в окислительном устройстве и составляет приблизительно 10 бар.
Расход кислорода окислительным устройством на стадии 2) составляет 20-200 кг/т пульпы.
Предпочтительно пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) 10 и более раз, например от 10 до 300 раз, обычно от 20 до 200 раз, предпочтительно от 50 до 200 раз, типично 100150 раз.
Пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) через резервуар и при поддержании рН среды в резервуаре в пределах 10-11, обычно посредством добавления извести или любой другой щелочи.
Краткое описание чертежей
Фиг. 1 - блок-схема первой стадии изобретения, в которой сырьевой материал измельчают до образования сверхтонкой пульпы;
фиг. 2 - блок-схема второй стадии, стадии окисления по изобретению и фиг. 3 - блок-схема необязательной третьей стадии, стадии выщелачивания.
Описание примеров осуществления изобретения
В первой стадии способа согласно изобретению сырьевой материал, содержащий ценные металлы, измельчают до получения частиц, имеющих размер б90, равный 100 мкм или менее, предпочтительно 50 мкм или менее, более предпочтительно 25 мкм или менее, еще более предпочтительно 15 мкм или менее, наиболее предпочтительно 10 мкм или менее с целью образования сверхтонкой пульпы. В соответствии с примером осуществления изобретения и со ссылкой на фиг. 1, сырьевой материал в виде огнеупорного золотосодержащего сырьевого источника - флотационного или гравитационного концентрата или же «как он есть» материала - вводят в мельницу и измельчают до выделения крупинок золота размером в 0,5-20 мкм предпочтительно в вертикально перемешивающей мельнице, используя среду для помола предпочтительно диаметром 1-2 мм, например используя вертикально перемешивающую мельницу Эе9шк™ или его эквивалент. Исходное сырье 12, подлежащее измельчению, нагнетают или под воздействием силы тяжести подают в резервуар 16, питающий измельчитель. Подлежащий измельчению материал нагнетают из резервуара 16 посредством линии 18 в измельчитель 10. Измельченный материал, выходящий из измельчителя 10, нагнетают по линии 20 через сортирующий циклон 22. Нижний поток 24 (содержащий материал слишком большого размера) из циклона 22 возвращается в питающий измельчитель резервуар 16, в то время как верхний поток циклона (сверхтонкая пульпа, имеющая желательный размер частиц) подается по линии 26 к следующей стадии способа, а именно стадии окисления. До измельчителя 10 предпочтительно производить сортировку, чтобы материал крупного размера не повредил футеровку измельчителя и абразивные круги. Измельчитель 10 следует загружать с постоянной рекомендуемой ско
- 1 010939 ростью потока, а плотность нужно регулировать от 40 до 50% твердого вещества путем добавления воды в питающий измельчитель резервуар 16. Воду 14 следует также добавлять в резервуар питающего измельчителя, если вязкость измельченной массы слишком высокая для условий перекачки. В качестве альтернативы можно использовать любой другой вид устройства или технологии сверхтонкого помола.
Для руд, содержащих заметные количества примесного углеродсодержащего материала, такого как, например, графит, полезно включить стадию удаления углерода перед стадией сверхтонкого помола по изобретению. Это может быть достигнуто различными путями: например, в одном случае можно использовать комбинацию гравитационных методов (столы и/или прочее) с флотацией и циклонированием высокого давления для возврата захваченного пирита в углеродный концентрат. При таком способе можно получать отделенную фракцию углерода. Если степень золота в углеродном концентрате крайне высокая для отделения, можно использовать альтернативные методы для извлечения золота из графита, например прокаливание, сопровождаемое выщелачиванием цианидом.
Во второй стадии способа согласно изобретению пульпу сверхтонкого помола из первой стадии окисляют путем прокачки ее через встроенное статичное насыщающее кислородом устройство интенсивного перемешивания и возвращают ее в резервуар или другую емкость, включающую трубные колонны. На фиг. 2 пульпа 26 сверхтонкого помола подается в резервуар 28, который служит питающим и рециркуляционным резервуаром для окислительного устройства 30. Пульпа прокачивается из резервуара 28 через ящик-сито 32 для отсеивания материала размером более 15 мм, который приводит к забиванию окислительного устройства 30. Затем просеянный материал прокачивают через окислительное устройство 30, создавая противодавление суспензии от свыше 1 до 10 бар, обычно около 2,5 бар. Противодавление устройства 30 отображается на манометре. Кислород вводят в устройство 30 через откалиброванный соответствующим образом расходомер. Давление в кислородной магистрали в месте ввода должно быть выше противодавления в окислительном устройстве, предпочтительно около 10 бар, для преодоления шламового противодавления в устройстве 30 и достижения требуемых расходов кислорода. Во избежание попадания суспензии в кислородную систему следует установить в кислородных магистралях обратные клапаны. Пульпу многократно пропускают через окислительное устройство 30 через резервуар 28. Количество прохождений через окислительное устройство 30 является критическим для стадии окисления. Хотя 100-150 прохождений является характерным, их число может колебаться в пределах от 10 до 300 раз в зависимости от обогащаемой руды. Размер пузырьков, создаваемых в окислительном устройстве 30, имеет также важное значение и может колебаться в пределах от 1 до 1000 мкм, предпочтительно 1500 мкм, типичен средний размер в 100 мкм. Суспензию следует прокачивать со скоростью 5-20 м/с, предпочтительно около 10 м/с, через окислительное устройство для создания внутреннего перемешивания в установке. Противодавление в устройстве 30 может составлять от 1 до 10 бар. В устройстве 30 используется приспособление из незакупоренного пористого материала (например, РТРЕ/тефлоновая фритта) или система с применением трубки Вентури со щелевым или пластинчатым соплом для ввода в пульпу крошечных пузырьков кислорода. Последующая система компрессионной камеры вызывает быстрое расширение и сжатие этих пузырьков (кавитация), что способствует растворению кислорода. Конструкция устройства 30 предотвращает соединение пузырьков, а поддержание давления (приблизительно 2,5 бар, хотя возможно колебание в диапазоне 1-10 бар) также способствует растворению кислорода. Расход кислорода может составлять 20-200 кг/т в зависимости от руды.
Окислительную стадию осуществляют в устройстве/реакторе для окисления, которое(ый) работает при давлении от 1 до 10 бар. Кислород вводят в реакторную суспензию для содействия окислению. Окисление является автотермическим, не требующим никакого внешнего нагрева. Температуру можно регулировать путем добавления кислорода.
Основными реакциями в реакции окисления являются следующие:
Ее8 + 1/202 + Н28О4 = Ее8О4 + 80 + Н2О
Ее82 + 15/402 + 1/2Н2О = 1^2(804)3 + 1/2Н28О4Ее82 + 9/402 + 1/2Н28О4 = 1^2(804)3 + 1/2Н2О + 8
Происходят также и другие реакции, включающие окисление арсенопирита, например окисление мышьяка и связывание в виде арсената железа:
НЛ§О2 + Ее2(8О4)3(а) + 2Н2О = Н3Л8О4 + 2Ее8О4(а) + Н28О4Ее2(8О4)3 + 2Н3Л8О4 + 3СаО = 2ЕеЛ8О4 + 3Са8О42Н2О + Н2О
Окисляются и сульфиды основных металлов, например халькопирит.
Эти реакции окисления способствуют разрушению матрицы сульфида, обнажая, таким образом, абсорбированные крупицы золота.
рН в питающем резервуаре 28 должен поддерживаться в пределах 10-11 посредством добавления извести или любой другой щелочи, 34. Побочным продуктом реакций окисления является серная кислота, которая понижает рН. Если рН падает до 7-9, повышается риск тиосульфатного выщелачивания золота. Это нежелательно, поскольку комплекс золото-тиосульфат крайне нестабилен и имеет тенденцию к осаждению на заряженные поверхности, что приводит к потерям золота. Расход извести в этой окислительной стадии превышает норму для выщелачивания золота и может равняться 10-200 кг/т в зависимости от обогащаемой руды. Тем не менее эта амплитуда величин остается меньшей, чем в способе в соответствии с патентом США № 6833021. Другим побочным продуктом реакций окисления является тепло,
- 2 010939 так как эти реакции - экзотермические. Температура пульпы может колебаться в пределах 30-95°С в зависимости от обогащаемой руды. Температуру пульпы следует контролировать, поскольку она является показателем эффективности окисления. Вязкость пульпы также должна визуально контролироваться, и воду 36 следует добавлять при очень высоком повышении вязкости.
Цель стадии окисления состоит не в том, чтобы обязательно окислить сульфидную матрицу и тем самым разрушить ее, а скорее в том, чтобы насытить потребители цианидов, которые легко проникают в раствор. Тем не менее в этой стадии можно достигать частичного или полного разрушения сульфидной матрицы, если это оказывается экономичным, когда сопоставляют прирост извлекаемого золота и потребление реактива.
Для более агрессивного окисления можно использовать различные кислоты. Можно использовать также и альтернативные окислители от пероксида до озона и воздуха.
Третья стадия способа - это статичная стадия выщелачивания с помощью смесителя/оксигенатора. Эта стадия не является решающей для способа, но в значительной мере способствует ускорению кинетики выщелачивания. Данная стадия нежелательна, если в руде присутствует очень агрессивная, так называемая пустая порода: для оценки степени присутствия пустой породы следует сначала провести стандартные лабораторные тесты на ее наличие. Для повышения контакта между пульпой и выщелачивателем, таким как цианид, а также окисления пульпы здесь в стадии окисления используют описываемые как таковые смеситель/оксигенатор. Согласно фиг. 3, свежий сырьевой материал 38 из стадии 2) вместе с цианидом 40 вводят в систему и подают по воронкообразной трубе 42 к всасывающему насосу 44, через смеситель/оксигенаторг 46 к трубной колонне 48, которая действует как рециркуляционный резервуар. Свежую пульпу в сочетании с повторно используемой пульпой нагнетают через оксигенатор 46 при противодавлении в примерно 2,5 бара (может равняться от 1 до 10 бар). Кислород добавляют в оксигенатор 46 через расходомер. Давление в кислородной магистрали равняется предпочтительно 10 бар. Противодавление в оксигенаторе 46 измеряется манометром. Предпочтительно, чтобы пульпа подвергалась просеиванию посредством ящика-сита, устанавливаемого перед всасывающим насосом, для отбраковки частиц размером более 15 мм, которые являются причиной забивания оксигенатора 46. Пульпа, выходящая из оксигенатора 46, выпускается в трубную колонну 48 в месте ниже верхнего потока 50 в колонне 48. Верхний поток 50 из колонны 48 может или перемещаться под воздействием силы тяжести или нагнетаться в установку выщелачивания по выбору, предпочтительно СагЬои ίη Ьеасй (С1Ь) или Кейп ίη Ьеасй (К1Ь). Частицы сохраняются во взвешенном состоянии в колонне 48 благодаря высокой скорости нагнетания. Предпочтительное число прохождений равно 20, хотя оно может колебаться от 1 до 100 раз.
В данной отрасли промышленности хорошо известно, что для выщелачивания требуются кислород и цианид. Также известно, что кинетика и степень выщелачивания зависят от степени взбалтывания пульпы, давления и температуры. Эти требования для выщелачивания выполняются в оксигенаторе, и, следовательно, кинетика и степень выщелачивания улучшены. Более быстрая кинетика резко сокращает размер требуемой последующей установки выщелачивания, а также обеспечивает дополнительную выгоду в больших загрузках углерода и смолы для установок С1Ь и КГБ, снижая блокировку золота в адсорбенте. Возможны также и более низкие потери золота в растворенном виде вследствие гораздо более долгого времени контактирования растворенного золота и адсорбента. В результате установка выщелачивания работает намного более стабильно и безотказно.
Некоторые золотосодержащие руды содержат значительные количества меди или других обычных металлов, которые осложняют выщелачивание золота из-за потребления больших количеств цианида. В этом случае можно включить дополнительную стадию - после стадий тонкого измельчения и окисления по изобретению, перед выщелачиванием золота - для извлечения меди, которую можно или отделять, если количества ее слишком низки, или же обогащать согласно обычным технологическим схемам для обычных металлов, если это оказывается экономичным. Например, простой углерод может быть введен на стадию пульпы для адсорбции выщелоченной меди перед выщелачиванием золота. Осуществление окислительной стадии по изобретению в кислой среде может усилить выщелачивание меди. Естественно, рН фактор следует повысить снова до 10-11 для цианидного выщелачивания.
Хотя вышеупомянутый способ был описан для применения в производстве золота из тугоплавкой золотосодержащей руды, в которой золото содержится главным образом в пирите и/или пирротите и/или арсенопирите, а также кварце, способ может также найти применение в производстве обычных металлов и платины.
В результате комбинированных действий стадии сверхтонкого помола, стадии окисления, в которой пульпу подвергают воздействию мелких пузырьков путем многократного пропускания, и, необязательно, выщелачивания золота в статичном смесителе/оксигенаторе, можно получить следующие преимущества.
Существенное сокращение времени, требуемого для выщелачивания, 8-25% от первоначального (напр., продолжительность выщелачивания снижается на 75-90%). Например, цианидное выщелачивание в соответствии с патентом США № 6833021 занимает приблизительно 24 ч, тогда как цианидное выщелачивание по данному изобретению 2-3 ч.
Выделение золота обычными способами можно повысить на 20-85%.
Расход цианида можно резко сократить на 50-90% по сравнению с традиционными способами. Бо
- 3 010939 лее того, способ по патенту США № 6833021 обеспечивает сокращение потребления цианида лишь на 20%.
Намного более стабильная хвостовая фракция золота и гораздо менее требовательное оборудование для выщелачивания.
Способ может быть усовершенствован для существующего оборудования.
Более низкие капиталовложения, чем в способе по патенту США № 6833021 (который требует наличия резервуарного парка), поскольку способ по данному изобретению можно осуществлять с помощью единственного резервуара.
Более низкие эксплуатационные расходы, так как требуется гораздо меньшее количество кислорода (20-200 кг на тонну потребление кислорода в предлагаемом изобретении) и также гораздо меньшее количество извести (50-200 кг на тонну потребление извести в предлагаемом изобретении) в сравнении со способом в соответствии с патентом США № 6833021 (в котором потребление кислорода составляет 2001000 кг кислорода на тонну твердого вещества и потребление извести составляет 100-1200 кг извести и/или известняка на тонну твердого вещества).
В четвертой стадии продукт, полученный на стадии выщелачивания с помощью статичного смесителя/оксигенатора, подвергают далее обработке существующими обычными способами. Предпочитают СШ или ШЬ, хотя можно также использовать вместо цианида другие выщелачиватели и другие способы, включая осаждение цинка и т. п.
Теперь изобретение будет описываться более подробно со ссылкой на следующие неограничивающие объем изобретения примеры.
Пример 1.
Сырьевой материал из углеродистой сульфидной руды сверхтонко измельчали до частиц, имеющих размеры б90, равный 5,7 мкм, при соотношении жидкости к твердому веществу 1:1. Затем регулировали рН среды до 11 путем добавления извести. Потом этот шламовый материал пропускали 100 раз (эквивалентно) через встроенное окислительное устройство (в данном случае аэратор Аасйеп™ от компании Мас1д\\уп Мшега1 8егуке8 Ыб.). Шламовый материал прокачивали через окислительное устройство, создавая шламовое противодавление, равное 2,5 бар. Кислород инжектировали в окислительное устройство при давлении в кислородной магистрали, равным 5-6 бар, через незакупоренную РТЕЕ 10-мкм фритту для получения пузырьков кислорода, имеющих средний размер, равный 100 мкм. Затем окисленный материал подвергали стандартному бутылочному тестированию в присутствии цианида и углерода. Результаты извлечения приведены ниже в табл. 1.
В табл. 1 приведены также результаты базового варианта, когда способ осуществляли на базе руды, имевшей размер частиц б90, равный 348 (т.е. без тонкого размола) и без стадий насыщения кислородом и фрагментирования.
Таблица 1
Пример углеродистой сульфидной руды
| Исходная руда | Остаточная фракция | % извлечения | Добавка ИаСИ кг/т | Остаточный №€Ν, % | Расход Ν3θΝ, кг/т | Углерод (г/л) | |
| Базовый вариант | 16,1 | 12,0 | 25,5 | 15 | 0,805 | 6,95 | 5 |
| Пример 1 | 16,1 | 2,69 | 83,3 | 16 | 1,52 | 0,80 | 5 |
Из табл. 1 видно, что для окисленной суспензии, обработанной согласно примеру 1, который был сверхтонко измельчен до б90, равного 5,7 мкм, по сравнению с базовым вариантом в стадии цианидного выщелачивания, процент извлечения повысился с 25 до 83%. Расход цианида для суспензии из примера 1 также понизился, по сравнению с базовым вариантом, с 6 до 0,8 кг/т.
Пример 2.
Сырьевой материал из тугоплавкой золотосодержащей руды, который представляет собой сульфидный флотационный концентрат, сверхтонко измельчали до частиц, имеющих размеры б90, равный 10 мкм, при соотношении жидкости к твердому веществу 1:1. Затем регулировали рН среды до 11 путем добавления извести. Потом этот материал в виде суспензии пропускали различное число раз через встроенное окислительное устройство (в данном случае аэратор Аасйеп™ от компании Мае1д\\уп Мшега1 8егУ1се5 Ыб.). Материал в виде суспензии прокачивали через окислительное устройство, создавая шламовое противодавление, равное 2,5 бар. Кислород инжектировали в окислительное устройство при давлении в кислородной магистрали, равным 5-6 бар, через незакупоренную РТЕЕ 10-мкм фритту для получения пузырьков кислорода, имеющих средний размер, равный 100 мкм.
Табл. 2 показывает процент извлечения после 24-часового цианидного выщелачивания для случая, когда нет стадии насыщения кислородом, а также способы согласно изобретению, когда осуществляют 20- и 100-кратное пропускание через окислительное устройство и затем происходит цианидное выщела
- 4 010939 чивание и когда осуществляют 100-кратное пропускание через окислительное устройство, сопровождаемое 20-кратным пропусканием через окислительное устройство, которое включает цианидное выщелачивание (15 кг/т цианида) и затем 24-часовое бутылочное цианидное выщелачивание.
После цианидного выщелачивания, которое было проведено с помощью бутылочных роликов, образцы фильтровали, промывали и затем твердый остаток, раствор и уголь подвергали анализу на наличие золота. Массы углерода и твердого вещества после сушки записывали. Определяли конечные рНфакторы и конечные концентрации цианида. Подсчитывали и регистрировали процент извлечений, которые приведены в табл. 2.
__________ ______Таблица 2
| Аи г/т в исходной руде | Остатки Аи г/т | Извлечения % | |
| 24-часовое цианидное выщелачивание | 51,50 | 12,20 | 76,31 |
| 20 раз оке., 24-часовое цианидное выщелачивание | 51,50 | 8,60 | 83,30 |
| 100 раз оке., 24-часовое цианидное выщелачивание | 51,50 | 8,00 | 84,47 |
| Аи г/т в исходной руде | Остатки Аи г/т | Извлечения % | |
| 100 раз оке. + 20 раз цианирование, 24-часовое цианидное выщелачивание | 51,50 | 7,00 | 86,41 |
В табл. 2 показано, что прохождение через окислительное устройство повышает уровень извлечения золота с 76,31 до 83,30% в случае 20-кратного пропускания и до 84,47% в случае 100-кратного пропускания, а извлечение до 86,41%, достигается путем добавления еще одной стадии прохождения через окислительное устройство, которая включает цианидное выщелачивание. Степень остаточных фракций с 12,20 г/т для базового варианта до 8,00 г/т для 100-кратного прохождения через окислительное устройство и до 7,00 г/т с дополнительной стадией прохождения через окислительное устройство, которое включает цианидное выщелачивание.
Пример 3.
Представленные ниже графики 1-3 отображают преимущества изобретения в сравнении с существующим способом, в котором используется обычный помол (80% частиц имеет размер, равный 75 мкм), а также существующий способ, в котором применяется только тонкий помол (где не используется стадия насыщения кислородом с многократным прохождением, что представлено на графиках нулевыми точками прохождений), и улучшения в степени извлечения золота, которые имеет изобретение в обоих случаях.
График 1.
Расход реактива от числа прохождений
раз 24 ч цианирование, 20 раз 24 ч цианирование, 100 раз 24 ч цианирование, 120 раз 24 ч цианирование.
Число прохождений и продолжительность цианирования
Расход цианида Обычный помол кг/т Расход цианида Тонкий помол кг/т
Расход извести Обычный помол кг/т Расход извести Тонкий помол кг/т
- 5 010939
раз 24 ч цианирование, 20 раз 24 ч цианирование, 100 раз 24 ч цианирование, 120 раз 24 ч цианирование.
Число прохождений и продолжительность цианирования
Хвостовые фракции Аи Обычный помол г/т “•Хвостовые фракции Аи
Тонкий помол г/т
График 3.
раз 24 ч цианирование, 20 раз 24 ч цианирование, 100 раз 24 ч цианирование, 120 раз 24 ч цианирование.
Число прохождений и продолжительность цианирования
Нормальное извлечение Аи % Обычный помол · Нормальное извлечение Аи % Тонкий помол
График 1 отображает легкое повышение расхода извести, когда образец обычного помола (80% частиц имеет размер, равный 75 мкм) тонко измельчают (до ά90, равного 15 мкм) и затем подвергают цианидному выщелачиванию. Расход извести увеличивается чуть более чем в два раза для тонкого помола при прохождении через стадию насыщения кислородом по изобретению. Тем не менее расход, равный 25 кг/т, остается минимальным по сравнению со способом патента США № 6833021.
График 2 ясно отображает преимущества изобретения по одному лишь параметру тонкого помола. Содержание в остаточной фракции действительно резко увеличивается, когда тонкий помол используется самостоятельно, после чего следует цианидное выщелачивание (увеличение от 8 до 12 г/т). После тонкого помола и 100-кратного прохождения на стадии окисления содержание золота в остаточной фракции резко падает до 4 г/т.
График 3 иллюстрирует снижение процента извлечения (с 85 до 76%) для образца, подвергнутого лишь тонкому измельчению без стадии окисления согласно предлагаемому изобретению, и резкое повышение извлечения до 92%, когда тонкий помол сопровождается стадиями окисления согласно предлагаемому изобретению.
- 6 010939
Пример 4.
Таблица 3
| Образец | Помол | Исходная руда, Аи г/т | Остаточнаяфракция, Аи г/т | Извлечение, % | Расход цианида, кг/т | Расход извести, кг/т |
| Тонкий помол | <1ад 25 микронов | 20,54 | 8,14 | 60,37 | 22 | 11,15 |
| Тонкий помол | б 100 25 микронов | 19,1 | 10,96 | 42,62 | 27 | 13,74 |
| Тонкий помол + 130 раз окисление | ά,»» 25 микронов | 20 | 6,33 | 68 | 2 | 34,38 |
Табл. 3 демонстрирует снижение процента извлечения с 60,37% для ά90, равного 25 мкм до 42,62% для й100, равного 25 мкм, когда используется только тонкий помол. Сочетание тонкого помола для й100, равного 25 мкм (100% частиц имеет размер, равный 25 мкм) и 130-кратное прохождение стадии окисления согласно изобретению повышает извлечение до 68%. Тонкий помол сам по себе не повышает процент извлечения, а фактически понижает его в этом случае. Наблюдается также большое снижение в расходе цианида, с 22 кг/т для только тонкого помола до 2 кг/т для тонкого помола плюс стадии окисления с многократным прохождением согласно изобретению. Потребление извести увеличивается с 11,15 кг/т для мелкого измельчения как такового до 34,38 кг/т для мелкого измельчения плюс стадии окисления с многократным прохождением согласно изобретению, хотя по-прежнему стоит сравнить с расходом извести в способе в соответствии с патентом США № 6833021 (который составляет 100-1200 кг извести и/или известняка на тонну твердых веществ).
бар = 1 х 105 Ра, тонна = 1000 кг.
Claims (21)
1) получения сырьевого материала в виде пульпы с частицами, имеющими размер й90, равный 100 мкм или менее;
1. Способ получения металлов из сырьевого материала, включающий в себя стадии:
2. Способ по п.1, в котором металлами являются обычные металлы, платина или золото.
2) многократное пропускание пульпы через окислительное устройство, причем кислород вводят в окислительное устройство в виде пузырьков.
3. Способ по п.1 или 2, в котором сырьевой материал представляет собой пульпу с частицами, имеющими размер й90, равный 100 мкм или менее.
4. Способ по п.3, в котором сырьевой материал представляет собой пульпу с частицами, имеющими размер й90, равный 25 мкм или менее.
5. Способ по п.4, в котором сырьевой материал представляет собой пульпу с частицами, имеющими размер й90, равный 15 мкм или менее.
6. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором окислительное устройство на стадии 2) работает при давлении выше 1 бар (1х 105 Ра).
- 7 010939 лительное устройство на стадии 2) 10 и более раз.
7. Способ по п.6, в котором окислительное устройство на стадии 2) работает при давлении до 10 бар (1х106 Ра).
8. Способ по п.7, в котором окислительное устройство на стадии 2) работает при давлении около 2,5 бар (2,5х105 Ра).
9. Способ по п.1, в котором размер пузырьков равен от 1 до 1000 мкм.
10. Способ по п.9, в котором размер пузырьков равен от 1 до 500 мкм.
11. Способ по п.1, в котором пузырьки имеют средний размер, равный 100 мкм.
12. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором окислительное устройство обеспечивает интенсивное перемешивание пульпы.
13. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором давление в кислородной магистрали в месте инжекции кислорода в окислительное устройство превышает давление в окислительном устройстве.
14. Способ по п.13, в котором давление в кислородной магистрали составляет около 10 бар (1х106 Ра).
15. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором расход кислорода окислительным устройством на стадии 2) составляет от 20 до 200 кг/т пульпы.
16. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором пульпа рециркулирует через окис
17. Способ по п.16, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 10 до 300 раз.
18. Способ по п.17, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 20 до 200 раз.
19. Способ по п.18, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 50 до 200 раз.
20. Способ по п.19, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 100 до 150 раз.
21. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) через резервуар и при поддержке рН среды в резервуаре в пределах от 10 до 11.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| ZA200410146 | 2004-12-15 | ||
| PCT/IB2005/003786 WO2006064350A1 (en) | 2004-12-15 | 2005-12-15 | Extraction process for metals like gold and platinum including fine grinding, pulping and oxygenating |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200701261A1 EA200701261A1 (ru) | 2007-12-28 |
| EA010939B1 true EA010939B1 (ru) | 2008-12-30 |
Family
ID=36000798
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200701261A EA010939B1 (ru) | 2004-12-15 | 2005-12-15 | Способ выделения металлов, таких как золото и платина, включающий тонкое измельчение, образование пульпы и окисление |
Country Status (18)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US8613791B2 (ru) |
| EP (1) | EP1831411B9 (ru) |
| CN (1) | CN101111615A (ru) |
| AP (1) | AP2137A (ru) |
| AT (1) | ATE394511T1 (ru) |
| AU (1) | AU2005315314B2 (ru) |
| BR (1) | BRPI0517194B1 (ru) |
| CA (1) | CA2590531C (ru) |
| DE (1) | DE602005006622D1 (ru) |
| EA (1) | EA010939B1 (ru) |
| EG (1) | EG24577A (ru) |
| ES (1) | ES2307223T3 (ru) |
| NZ (1) | NZ556382A (ru) |
| PL (1) | PL1831411T3 (ru) |
| PT (1) | PT1831411E (ru) |
| UA (1) | UA93865C2 (ru) |
| WO (1) | WO2006064350A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA200705658B (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2483808C2 (ru) * | 2011-08-25 | 2013-06-10 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Способ флотационного разделения углерода и сульфидов при обогащении углеродсодержащих сульфидных и смешанных руд |
Families Citing this family (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU2008299386B2 (en) | 2007-09-14 | 2012-01-12 | Barrick Gold Corporation | Process for recovering platinum group metals using reductants |
| CN101791621A (zh) * | 2010-03-11 | 2010-08-04 | 盐城鑫贵金属有限公司 | 新型无污染超细湿磨法提取稀贵金属方法 |
| EP2566992A1 (en) | 2010-05-07 | 2013-03-13 | B9 Plasma, Inc. | Controlled bubble collapse milling |
| WO2013164429A1 (en) | 2012-05-02 | 2013-11-07 | Novozymes A/S | Enzymatic solubilization of metals |
| CA2927461C (en) * | 2013-10-21 | 2023-01-03 | Glencore Technology Pty Ltd | Leaching of minerals in the presence of lime and/or limestone and a complexing agent |
| PE20171127A1 (es) * | 2014-12-29 | 2017-08-08 | Freeport Minerals Corp | Sistemas y metodos para monitoreo de sistemas de recuperacion de metales |
| GB2551980A (en) * | 2016-06-30 | 2018-01-10 | Commw Scient Ind Res Org | Method and system for low level metal analysis of mineral samples |
| CN106191459B (zh) * | 2016-09-13 | 2018-09-25 | 中国科学院上海高等研究院 | 一种洁净黄金提取装置及方法 |
| FI3940095T3 (fi) | 2020-07-16 | 2023-07-19 | Lhoist Rech Et Developpement Sa | Alkalisulfidien hapetusmenetelmä sekä laite tulenkestävän malmin, erityisesti tulenkestävän kultamalmin käsittelemistä varten |
| WO2022261693A1 (en) * | 2021-06-15 | 2022-12-22 | Oxidation Technologies Pty Ltd | Ferric/ferrous coupling in mineral processing |
| CN113751189A (zh) * | 2021-09-10 | 2021-12-07 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法 |
| CN116254410A (zh) * | 2022-12-31 | 2023-06-13 | 贵州中伟资源循环产业发展有限公司 | 一种硫化矿物的浸出方法 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4738718A (en) * | 1985-10-28 | 1988-04-19 | Freeport Minerals Company | Method for the recovery of gold using autoclaving |
| AU2718292A (en) * | 1991-10-25 | 1993-04-29 | Western Minerals Technology Pty Ltd | Activation of a mineral species |
| EP0574175A1 (en) * | 1992-06-02 | 1993-12-15 | Ian Macdonald Sinclair | Process and apparatus for recovering metal values from ore |
| WO2000017407A1 (en) * | 1998-09-21 | 2000-03-30 | M.I.M. Holdings Limited | Method for treating precious metal bearing minerals |
| US6251163B1 (en) * | 1998-03-04 | 2001-06-26 | Placer Dome, Inc. | Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores |
Family Cites Families (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| NZ226529A (en) * | 1988-10-12 | 1990-10-26 | Nz Scientific & Ind Res | Process for recovering a valuable metal from an ore |
| AU655471B2 (en) * | 1991-06-06 | 1994-12-22 | African Oxygen Limited | Extraction of metal values from metal bearing ore |
| RU2117709C1 (ru) | 1997-10-13 | 1998-08-20 | Акционерное общество "Норильский горно-металлургический комбинат" | Способ окислительного автоклавного выщелачивания полиметаллических ферросульфидных материалов, содержащих драгоценные металлы |
| US6170669B1 (en) * | 1998-06-30 | 2001-01-09 | The Commonwealth Of Australia Commonwealth Scientific And Industrial Research Organization | Separation of minerals |
| US6835230B2 (en) * | 2001-03-28 | 2004-12-28 | Dowa Mining Co., Ltd. | Method for leaching zinc concentrate |
-
2005
- 2005-12-15 CA CA2590531A patent/CA2590531C/en not_active Expired - Fee Related
- 2005-12-15 UA UAA200707829A patent/UA93865C2/ru unknown
- 2005-12-15 EP EP05820532A patent/EP1831411B9/en active Active
- 2005-12-15 BR BRPI0517194-6A patent/BRPI0517194B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2005-12-15 AU AU2005315314A patent/AU2005315314B2/en not_active Ceased
- 2005-12-15 EA EA200701261A patent/EA010939B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2005-12-15 WO PCT/IB2005/003786 patent/WO2006064350A1/en active Application Filing
- 2005-12-15 PL PL05820532T patent/PL1831411T3/pl unknown
- 2005-12-15 ZA ZA200705658A patent/ZA200705658B/en unknown
- 2005-12-15 CN CNA2005800475601A patent/CN101111615A/zh active Pending
- 2005-12-15 AP AP2007004063A patent/AP2137A/en active
- 2005-12-15 US US11/721,793 patent/US8613791B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2005-12-15 ES ES05820532T patent/ES2307223T3/es active Active
- 2005-12-15 NZ NZ556382A patent/NZ556382A/en not_active IP Right Cessation
- 2005-12-15 PT PT05820532T patent/PT1831411E/pt unknown
- 2005-12-15 AT AT05820532T patent/ATE394511T1/de not_active IP Right Cessation
- 2005-12-15 DE DE602005006622T patent/DE602005006622D1/de active Active
-
2007
- 2007-06-17 EG EGNA2007000606 patent/EG24577A/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4738718A (en) * | 1985-10-28 | 1988-04-19 | Freeport Minerals Company | Method for the recovery of gold using autoclaving |
| AU2718292A (en) * | 1991-10-25 | 1993-04-29 | Western Minerals Technology Pty Ltd | Activation of a mineral species |
| EP0574175A1 (en) * | 1992-06-02 | 1993-12-15 | Ian Macdonald Sinclair | Process and apparatus for recovering metal values from ore |
| US6251163B1 (en) * | 1998-03-04 | 2001-06-26 | Placer Dome, Inc. | Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores |
| WO2000017407A1 (en) * | 1998-09-21 | 2000-03-30 | M.I.M. Holdings Limited | Method for treating precious metal bearing minerals |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2483808C2 (ru) * | 2011-08-25 | 2013-06-10 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Способ флотационного разделения углерода и сульфидов при обогащении углеродсодержащих сульфидных и смешанных руд |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN101111615A (zh) | 2008-01-23 |
| PL1831411T3 (pl) | 2008-10-31 |
| ES2307223T3 (es) | 2008-11-16 |
| NZ556382A (en) | 2009-09-25 |
| US8613791B2 (en) | 2013-12-24 |
| CA2590531A1 (en) | 2006-06-22 |
| AP2007004063A0 (en) | 2007-08-31 |
| DE602005006622D1 (de) | 2008-06-19 |
| AU2005315314A1 (en) | 2006-06-22 |
| AU2005315314B2 (en) | 2010-12-23 |
| ZA200705658B (en) | 2008-04-30 |
| BRPI0517194A (pt) | 2008-09-30 |
| EP1831411B9 (en) | 2009-04-22 |
| US20090293679A1 (en) | 2009-12-03 |
| EP1831411B1 (en) | 2008-05-07 |
| CA2590531C (en) | 2014-10-28 |
| ATE394511T1 (de) | 2008-05-15 |
| EA200701261A1 (ru) | 2007-12-28 |
| EP1831411A1 (en) | 2007-09-12 |
| UA93865C2 (ru) | 2011-03-25 |
| AP2137A (en) | 2010-07-19 |
| EG24577A (en) | 2009-11-09 |
| WO2006064350A1 (en) | 2006-06-22 |
| BRPI0517194B1 (pt) | 2017-09-12 |
| PT1831411E (pt) | 2008-08-06 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA010939B1 (ru) | Способ выделения металлов, таких как золото и платина, включающий тонкое измельчение, образование пульпы и окисление | |
| CN1038519C (zh) | 从含碳矿物中回收贵金属的方法 | |
| AU593587B2 (en) | A method for the recovery of gold using autoclaving | |
| AU685755B2 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant | |
| CA2693271C (en) | Precious metal recovery using thiocyanate lixiviant | |
| EA000902B1 (ru) | Способ переработки тугоплавких золотосодержащих сульфидных руд, включающий получение сульфидного концентрата | |
| US20190060797A1 (en) | Method and apparatus for liquid/solid separation such as dewatering particulate solids and agitation leaching | |
| US10597752B2 (en) | Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores | |
| WO2021217273A1 (en) | Methods for recovering a precious metal from refractory ores by near-ambient alkaline pre-oxidation and complexation | |
| Sayiner | Influence of lead nitrate on cyanide leaching of gold and silver from Turkish gold ores | |
| McClincy | Unlocking refractory gold ores and concentrates | |
| US5213609A (en) | Process for extracting precious metals | |
| RU2793892C1 (ru) | Способ выщелачивания золота из хвостов гравитационного обогащения упорных золотосодержащих руд | |
| AU2021203978A1 (en) | Ferric/ferrous coupling in mineral processing | |
| AU2021451004A1 (en) | Ferric/ferrous coupling in mineral processing | |
| RU2749309C2 (ru) | Способ извлечения золота и меди из сульфидного золотомедного флотоконцентрата | |
| CA3204762A1 (en) | Oxygen diffusion system in leaching and cyanide destruction tanks. | |
| Lorenzen et al. | The effect of jet reactors on the leaching of gold from ores |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY MD TJ TM |
|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): KZ KG RU |