EA026707B1 - Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья - Google Patents
Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья Download PDFInfo
- Publication number
- EA026707B1 EA026707B1 EA201500121A EA201500121A EA026707B1 EA 026707 B1 EA026707 B1 EA 026707B1 EA 201500121 A EA201500121 A EA 201500121A EA 201500121 A EA201500121 A EA 201500121A EA 026707 B1 EA026707 B1 EA 026707B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- lead
- precious metals
- arsenic
- leaching
- sulfide
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к области металлургии драгоценных металлов. Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья включает подготовку перерабатываемого сырья, окислительное выщелачивание сульфидного сырья, переработку раствора окислительного выщелачивания, извлечение драгоценных металлов. Согласно изобретению сульфидное сырье, содержащее драгоценные металлы, смешивают с сульфидным свинецсодержащим материалом, проводят их окислительное выщелачивание с получением окисленного остатка, который очищают от серы и мышьяка и подвергают восстановительной плавке на черновой свинец, который перерабатывают с получением сплава драгоценных металлов, марочного свинца и других продуктов, а переработку раствора окислительного выщелачивания с получением цветных металлов и отвальных продуктов осуществляют любым известным способом. Техническим результатом изобретения является увеличение извлечения драгоценных и цветных металлов в товарные продукты, универсальность метода относительно перерабатываемого сырья, уменьшение затрат на переработку упорного сырья, содержащего драгоценные металлы.
Description
Изобретение относится к области металлургии драгоценных металлов и может быть использовано для извлечения драгоценных металлов из минерального сырья, где они ассоциированы с сульфидами, а также из сложного по составу сульфидного минерального сырья, содержащего драгоценные металлы и сорбционно активное углеродистое вещество и/или тяжелые цветные металлы (медь, цинк, никель, кобальт, свинец и др.), а также мышьяк, сурьму, теллур и пр. или сочетание всех этих составляющих.
Основными носителями драгоценных металлов в упорных рудах являются сульфиды: пирит, арсенопирит, халькопирит, сфалерит, галенит, антимонит и др. Драгоценные металлы обычно присутствуют в концентратах от обогащения руд в виде тонких вкраплений в сульфидах.
Известен способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, согласно которому они подвергаются окислительному обжигу при температуре 500-800°С с последующим выщелачиванием драгоценных металлов из огарка известными способами [1].
Недостатками данного способа являются повышенные потери металлов с хвостами выщелачивания (5-10 г/т) за счет спекания материала и образования пассивирующих пленок из легкоплавких соединений. Кроме того, драгоценные металлы теряются с мышьяковистыми пылями мешочных фильтров. Также имеют место высокие капитальные и эксплуатационные затраты, обусловленные длительностью технологического цикла и обезвреживанием большого количества обжиговых газов (в том числе высокотоксичного триоксида мышьяка, который пользуется ограниченным спросом и поэтому подлежит специальному захоронению). Основным составляющим обжиговых газов является диоксид серы, который также является отравляющим газом. Очистка от диоксида серы является очень дорогостоящим процессом и подразумевает его улавливание и утилизацию в виде серной кислоты или нерастворимых сульфатов. Сульфаты являются отвальными продуктами, а серная кислота хотя и является товарным продуктом, однако пользуется ограниченным спросом, что создает серьезные проблемы с ее хранением и реализацией.
Известен также способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, принятый за ближайший аналог (прототип), включающий высокотемпературное автоклавное окисление концентратов, содержащих драгоценные металлы и сульфиды, при 180-225°С и давлении кислорода 1,73,5 МПа с последующим разделением окисленной пульпы на твердую и жидкую фазы. Жидкая фаза, содержащая серную кислоту, железо и мышьяк, и/или цветные металлы (медь, цинк и др.), направляется на очистку от железа и мышьяка и/или извлечение цветных металлов в товарные продукты. Твердая фаза отмывается от кислоты и направляется на стадию извлечения драгоценных металлов известными методами (сорбционным (С1Ь, С1Р, К1Ь, ΚΙΡ) цианированием кеков при рН=10-11).
Автоклавная технология является весьма эффективной и экологичной, она позволяет разрушить сульфиды и перевести мышьяк в малорастворимые соединения, а серу и цветные металлы в сульфатную форму без вреда для окружающей среды. Данная технология обеспечивает высокое извлечение цветных металлов в автоклавном процессе и золота при последующем цианировании из сложного упорного сульфидного сырья [2].
Данный способ имеет несколько недостатков. Одним из них является низкое извлечение золота при переработке концентратов двойной упорности, содержащих органическое сорбционно активное углеродистое вещество, из-за так называемого явления прег-роббинга [3, 4], для подавления которого необходимо включение сложных и дорогостоящих дополнительных процессов в технологию (например, получение дистиллированной воды, отмывка концентрата от хлоридов) [5], кроме того цианид является сильнодействующим ядовитым веществом, что делает применение цианистой технологии неприемлемой без дополнительных капитальных и эксплуатационных затрат на детоксикацию образующихся продуктов.
Серьезным недостатком автоклавно-цианистой технологии является низкое извлечение серебра (1020%), связанного в процессе АО в прочное, упорное соединение - аргенто-ярозит (АдРе3(8О4)2(ОН)6). После горячей щелочной обработки кеков извлечение серебра увеличивается, однако достичь полного извлечения серебра по данной технологии не представляется возможным.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является увеличение извлечения драгоценных и цветных металлов в товарные продукты, универсальность метода относительно перерабатываемого сырья, уменьшение затрат на переработку упорного сырья, содержащего драгоценные металлы.
Поставленная задача решается за счет технического результата, заключающегося в сочетании гидро- и пирометаллургических процессов.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья, включающем подготовку перерабатываемого сырья, окислительное выщелачивание сульфидного сырья, переработку раствора окислительного выщелачивания, извлечение драгоценных металлов из окисленных остатков, согласно изобретению, сульфидное сырье, содержащее драгоценные металлы, смешивают с сульфидным свинецсодержащим материалом, проводят их окислительное выщелачивание с получением окисленного остатка, который очищают от мышьяка и серы и подвергают восстановительной плавке на черновой свинец, который перерабатывают с получением сплава драгоценных металлов, марочного свинца и других продуктов, а переработку раствора окислительного выщелачивания с получением цветных металлов и отвальных продуктов осуществляют любым извест- 1 026707 ным способом.
Указанный технический результат достигается также тем, что осуществляют смешивание сырья, содержащего драгоценные металлы, с сульфидным свинецсодержащим материалом, и полученную смесь подвергают окислительному выщелачиванию.
Указанный технический результат достигается также тем, что смешивание остатков от окислительного выщелачивания сырья, содержащего драгоценные металлы, с остатком от окислительного выщелачивания свинецсодержащего материала осуществляют после операции окислительного выщелачивания.
Указанный технический результат достигается также тем, что перед окислительным выщелачиванием проводят подготовку сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, и/или сульфидного свинецсодержащего материала.
Указанный технический результат достигается также тем, что подготовка сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, перед окислительным выщелачиванием включает одну из следующих операций или их сочетание: измельчение, сульфидно-щелочное выщелачивание сурьмы, кислотную обработку, декарбонизацию.
Указанный технический результат достигается также тем, что подготовка сульфидного свинецсодержащего материала перед окислительным выщелачиванием, включает одну из следующих операций или их сочетание: измельчение, кислотную обработку, декарбонизацию.
Указанный технический результат достигается также тем, что подготовка смеси сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, с сульфидным свинецсодержащим материалом перед окислительным выщелачиванием, включает одну из следующих операций или их сочетание: измельчение, кислотную обработку, декарбонизацию.
Указанный технический результат достигается также тем, что окислительное выщелачивание осуществляют одним или несколькими гидрометаллургическими способами: высокотемпературное или низкотемпературное автоклавное окисление, атмосферное окисление, бактериальное окисление.
Указанный технический результат достигается также тем, что драгоценные металлы извлекают из смеси окисленного свинецсодержащего остатка с окисленным остатком, содержащим драгоценные металлы в процессе восстановительной плавки в сплав на основе свинца.
Указанный технический результат достигается также тем, что перед восстановительной плавкой проводят удаление серы и мышьяка из остатков окислительного выщелачивания сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, и окислительного выщелачивания свинецсодержащего материала и осуществляют перевод свинца в оксидную форму.
Указанный технический результат достигается также тем, что удаление серы и мышьяка из окисленных остатков после низкотемпературного автоклавного, бактериального или атмосферного выщелачивания включает флотацию элементарной серы из окисленного остатка и/или ее удаление химическими растворителями, удаление сульфатной серы и мышьяка щелочной обработкой продукта, полученного после удаления элементарной серы.
Указанный технический результат достигается также тем, что удаление серы и мышьяка из окисленного остатка после высокотемпературного автоклавного выщелачивания включает перемешивание окисленной пульпы при температуре 80-95°С, удаление остатков сульфатной серы и мышьяка щелочной обработкой окисленного остатка.
Указанный технический результат достигается также тем, что сульфатный свинец в остатках окислительного выщелачивания свинецсодержащего материала или смеси свинецсодержащего материала с сырьем, содержащим драгоценные металлы, переводят в оксидную форму в процессе щелочной обработки.
Указанный технический результат достигается также тем, что в процесс восстановительной плавки поступает материал, очищенный от серы и мышьяка и содержащий оксид свинца.
Указанный технический результат достигается также тем, что драгоценные металлы извлекают из свинцового сплава в процессе рафинирования.
В заявляемом способе окислительное автоклавное выщелачивание проводят при температуре 100250°С и при давлении кислорода 0,3-4,5 МПа.
В заявляемом способе удаление серы и мышьяка из окисленных остатков включает одну из следующих операций или их сочетание: горячая (80-95°С) кислотная обработка окисленного остатка для перевода кристаллизованных солей железа, серы и мышьяка в раствор, серная флотация окисленного остатка, химическое растворение серы, щелочная обработка и др. Данные операции необходимы для удаления серы и мышьяка из окисленных остатков и для перевода свинца в оксидную форму (РЪО), а также позволяют сократить массу твердого остатка.
В заявляемом способе восстановительную плавку проводят в любой из известных печей с использованием известных восстановителей. Продуктами плавки являются черновой свинец, шлак и газовая фаза.
В заявляемом способе газовая фаза, образующаяся в процессе восстановительной плавки, не содержит триоксид мышьяка и диоксид серы и не нуждается в сложной очистке.
В заявляемом способе драгоценные металлы получают при переработке (рафинировании) черново- 2 026707 го свинца любым известным методом.
В заявляемом способе цветные металлы (медь, цинк, никель, кобальт, кадмий и др.) выделяются из раствора в товарные продукты известными способами.
В заявляемом способе смешивание сульфидного сырья, содержащего драгоценные метаплы, с сульфидным свинецсодержащим материалом осуществляют перед окислительным выщелачиванием (фиг. 1).
В заявляемом способе смешивание остатков от окислительного выщелачивания сырья, содержащего драгоценные металлы, с остатком от окислительного выщелачивания свинецсодержащего материала осуществляют после операции окислительного выщелачивания (фиг. 2).
Отличием заявляемого способа от прототипа является то, что сульфидное золотосодержащее сырье перерабатывается совместно с сульфидным свинецсодержащим материалом для извлечения драгоценных металлов с использованием одного из известных гидрометаллургических методов для окислительного выщелачивания сульфидного сырья.
Заявляемый способ отличается от известного введением операции удаления серы и мышьяка из окисленных остатков для перевода свинца в оксидную форму перед восстановительной плавкой.
Заявляемый способ отличается от известного отсутствием операции цианирования и связанных с цианированием недостатков.
Заявляемый способ отличается от известного тем, что драгоценные металлы извлекаются из окисленных остатков в процессе восстановительной плавки в сплав на основе свинца.
Заявляемый способ отличается от известного тем, что драгоценные металлы извлекаются из свинцового сплава в процессе рафинирования.
Каждый отличительный признак является существенным, т.к. отсутствие любого из них не позволяет достигнуть указанный технический результат.
Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на следующих процессах:
1. Окислительное выщелачивание сульфидов.
В процессе выщелачивания происходит окисление сульфидной серы (реакции 1-11) и растворение цветных металлов (реакции 4, 5, 9, 10). Часть мышьяка и железа остаются в твердом остатке в виде скородита (реакция 3). Практически весь свинец также остается в осадке в виде сульфата (англезита) и плюмбоярозита (реакции 6, 11, 12). Также возможно образование элементарной серы (реакции 7-11).
2Ре32 + 7,5О2 + Н2О -» Ре2(8О4)3 + Н28О4 (1)
2Ге32+7О2+2Н2О ->2Ре8О4+2Н28О4 (2)
2РеАз8+7О2+6Н2О -> 2[РеАзО4-2Н2О]| +2Н28О4 (3)
2СиРе32+8,5О2+Н28О4 2СиЗО4+Ре2(ЗО4)3+Н2О (4)
Ζη8 + 2О2 —> Ζη8Ο4 (5)
РЬ8 + 2О2 -> РЪЗО4 (6)
Ре82 + 0,5О2 + Н28О4 = Ре8О4 + Н2О + 28 (7)
РеАз8 + 1,75О2 + Н28О4 + 0,5Н2О = 6Ре8О4 + Н, АвО4 + 8 (8)
СиРе32 + О2 + 2Н28О4 -< Си8О4 + Ре8О4 + 2Н2О + 28 (9)
Ζη8 + Ре2(ЗО4)3 -> Ζη8Ο4 + 2Ре5О4 + 8 (10)
РЬ8 + Ре2(8О4)3 -> РЪЗСЦ + 2Ре8О4 + 8 (11)
0,5РЬ8О4 + 1,5Ре2(8О4)3 + 6Н2О РЪо,5Ре3(804)2(ОН)6,1, + 6Н28О4 (12)
Возможно также образование ярозитов типа ХРе3(8О4)2(ОН)6, где X - это ионы К'. Να'. Н3О+ и др., и основного сульфата железе - РеОН8О4.
2. Перемешивание окисленной пульпы при температуре 80-95°С (горячая кислотная обработка окисленного остатка). При обработке кека, выщелачивания кислыми автоклавными растворами при температуре 80-95°С и атмосферном давлении происходит растворение некоторых соединений железа и мышьяка по реакциям 13-15. Далее кислые растворы отделяются от твердого остатка и направляются на переработку.
2Н3ОРе3(ЗО4)2(ОН)6+5Н2ЗО4 -> 3Ρβ2(8Ο4)3+14Η2Ο (13)
2Ре0Н804+Н28О4 Ре2(8О4)3+2Н2О (14)
2РеАзО4-2Н2О + ЗН28О4 -> Ре2(8О4)3 + 2Н3АзО4 + 2Н2О (15)
Твердые остатки содержат серу в элементном и/или сульфатном состоянии. Элементная сера, если она имеется, может быть удалена из кека известными методами, например флотацией и/или химическими методами. Кек после удаления элементной серы направляется на щелочную обработку для удаления мышьяка и сульфатной серы по реакциям 16-19.
3. Щелочная обработка окисленного остатка.
При щелочной обработке сульфата свинца и плюмбоярозита образуется оксид свинца (реакции 18, 19). Данный материал благоприятен для восстановительной плавки
- 3 026707
РеА5О4-2Н2О + ЗЫаОН -> №3 АзО4 + Ре(ОН)3 + 2Π2Ο (16) + 6ЧаОН -* 2Να28 + №282О3 + ЗН2О (17)
РЬ8О4 + 2№ОН -»Να28Ο4 + РЬО + Н2О (18)
РЬолРе3(804Ь(ОН)6 + 4ΝαΟΗ 0,5РЬ(ОН)2 + ЗРе(ОН)3 + 2Να28Ο4 (19)
4. Восстановительная плавка свинцового кека.
При взаимодействии оксида свинца с восстановителем образуется металлический свинец (реакция 20), который полностью растворяет драгоценные металлы.
РЬО + С/СО -> РЬ + СО/СО2 (20)
Дальнейшее получение драгоценных металлов происходит в процессе рафинирования чернового свинца любыми известными методами.
В заявляемом способе подготовка перерабатываемого сырья может включать одну или более стадий (операций) в зависимости от состава перерабатываемого сырья.
В заявляемом способе перерабатываемое сырье подвергается окислительному выщелачиванию одним из известных методов (РОХ, Асйуох, А1Ъюи, Βίοχ и др.) в зависимости от состава перерабатываемого сырья и от состава образующихся продуктов.
В заявляемом способе удаление серы и мышьяка из окисленных остатков может включать одну или более стадий (операций) в зависимости от их состава.
В заявляемом способе состав шихты, поступающей на восстановительную плавку, зависит от состава продуктов окислительного выщелачивания.
Основными продуктами переработки золотосодержащих сульфидных концентратов по заявляемому способу являются драгоценные металлы и свинец. Попутными продуктами могут являться сурьма, висмут, сера и тяжелые цветные металлы, а так же соединения на их основе, в зависимости от способа переработки продуктов технологии.
Заявляемый способ переработки сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, обеспечивает более полное извлечение драгоценных металлов, более комплексное использование полиметаллических природных и техногенных продуктов, а так же отвечает более высоким экологическим требованиям за счет исключения из технологии СДЯВ и отравляющих газовых выбросов, требующих применения специальных операций обезвреживания.
На фиг. 1 изображена схема использования изобретения со смешиванием сырья, содержащего драгоценные металлы с сульфидным свинецсодержащим материалом перед окислительным выщелачиванием.
На фиг. 2 изображена схема использования изобретения со смешиванием остатков после окислительного выщелачивания сырья, содержащего драгоценные металлы и сульфидного свинецсодержащего материала после раздельного окислительного выщелачивания.
Примеры использования заявляемого способа
Вышесказанное подтверждается, но не ограничивается примерами реализации предлагаемого способа в сравнении со способом-прототипом.
Экспериментальная проверка осуществлялась на флотационном золотосодержащем концентрате, флотационном золото-сурьмяном концентрате с использованием флотационного свинцово-цинкового концентрата. Концентраты были получены при обогащении проб руд отечественных месторождений. Составы концентратов приведены в табл. 1.
Таблица 1 | |||
Компонент | Массовая доля в концентратах, % | ||
Аи | Аи-5Ь | РЬ-Ζη | |
8Ю2 | 13,50 | 8,6 | 7,10 |
А12Оэ | 1.10 | 4Д7 | 0,10 |
СаО | 0,06 | 0,26 | 0,99 |
Νη2Ο | 0,18 | 0,06 | <0,02 |
Рбобщ | 33,86 | 15,7 | 12,27 |
8общ | 36,70 | 28,5 | 19,00 |
^сульф | 36,70 | 28,5 | 18,40 |
РЬобщ | 0,37 | 0,37 | 33,23 |
РЬсудьф | - | 30,35 | |
^Пцбш | 0,09 | 0,01 | 18,28 |
- | 17,95 | ||
6,82 | 4,71 | 0,11 | |
6,67 | 4,61 | 0,11 | |
®Ьобш | 5,41 | 37,4 | 0,11 |
0,02 | 0,09 | 0,06 | |
Сорт | 0,32 | 0,35 | |
Аи, г/т | 22,00 | 12,50 | 0,04 |
А& г/т | 9,00 | 2,14 | 235,00 |
- 4 026707
Пример 1 (по прототипу).
Автоклавное окисление проводили на смеси золотосульфидного и золото-сурьмяного флотоконцентратов. Окисление проводили в лабораторном автоклаве при 200-220°С. Кислород в автоклав подавался через редуктор из баллона.
Из полученных кеков проводили сорбционное выщелачивание драгоценных металлов цианистыми растворами при соотношении Ж:Т = 2:1, концентрации Ναί','Ν = 2 г/л, загрузке СаО = 2 кг/т, активированного угля - 5%(об). Результаты опытов представлены в табл. 2.
Таблица 2 | |||||||||||
Т> °с | Р<\, атм | Выход кека, % | Концентрация в жидкой фазе, г/л | Содержание в кеке, % | Степень окисления сульфидов, % | Извлечение в раствор при цианировании, % | |||||
Н2ЗО4 | Ге!+ | Ре2' | Аз | 8общ. | 8сульф. | Аи | А® | ||||
220 | 0,7 | 21,5 | 225,4 | 50,4 | 0,0 | 17,6 | 1,63 | 0,22 | 99,4 | 86,5 | 8,5 |
200 | 0,7 | 25,4 | 343,0 | 37,8 | 0,0 | 16,4 | 1,78 | 0,54 | 98,6 | 84,3 | 10,1 |
Анализ результатов показывает, что извлечение золота из данного сырья в процессе С1Ь автоклавного остатка не превышает 86,5%. Низкое извлечение золота связано с прег-роббингом золота на поверхности сорбционно активного углеродистого вещества, содержащегося в концентрате. Извлечение серебра не превышает 8,5-10% из-за образования аргенто-ярозита.
Пример 2 (по заявляемому способу).
Сначала флотационные концентраты подвергали подготовке. На золото-сурьмяном концентрате проводили сульфидно-щелочное выщелачивание сурьмы. Извлечение сурьмы в раствор составило 98%, выход кека - 40%. Далее кек отмывали и смешивали с золотосодержащим концентратом. Полученную смесь золотосодержащих продуктов смешивали со свинцово-цинковым флотоконцентратом, измельченным до крупности 99% класса минус 40 мкм, в различных соотношениях и подвергали кислотной обработке для разложения карбонатов.
После кислотной обработки проводили автоклавное окисление смеси при температуре 220°С и при давлении в автоклаве 3,0 МПа. Полученную пульпу агитировали (кондиционировали) в кислотостойком реакторе при температуре 90°С и при атмосферном давлении. Далее проводили фильтрацию. Кек промывали, а полученный раствор отправляли на извлечение цинка. Показатели автоклавного окисления представлены в табл. 3.
Таблица 3
Соотношение РЬ-Ζη концентрата к Аи-содержащему продукту | 4:1 | 3:1 | 2:1 | 1:1 | 0,5:1 |
Концентрация | в растворе. | г/л | |||
Н28О4 | 93,1 | 112,7 | 124,9 | 115 | 266 |
Ре | 8,96 | 10,8 | 14,6 | 26,9 | 68,9 |
Ζη | 53 | 48,7 | 43,2 | 20,7 | 22 |
Аз | 2,4 | 3,4 | 4,9 | 5,0 | 15,9 |
Содержание в кеке, % | |||||
Аз | 0,85 | 0,96 | 1,52 | 1,44 | 1,55 |
8 общ | 8,42 | 8,82 | 8,26 | 7,43 | 5,1 |
^сульфид | 0,12 | 0,22 | 0,26 | 0,43 | 0,2 |
Ζη | ОД | ОД | 0,2 | од | од |
РЬ | 26,6 | 26,7 | 22,3 | 24,1 | 22,3 |
Аи, г/т | 6,4 | 7,9 | 10,0 | 21,4 | 31,2 |
Αβ, г/т | 307,5 | 287,0 | 242,6 | 265,7 | 222,0 |
Основные показатели | |||||
Выход, % | 69,5 | 70,0 | 74,0 | 51,5 | 42,2 |
Степень окисления 8, % | 99,5 | 99,1 | 99,0 | 98,4 | 99,1 |
Аз | 48,8 | 54,2 | 60,6 | 87,7 | 56,6 |
Извлечение 8 | 63,1 | 62,7 | 66,9 | 81,6 | 81,1 |
в раствор, % Ре | 22,1 | 22,3 | 25,2 | 61,6 | 57,8 |
Ζη | 99 | 99 | 99 | 99 | 99 |
После автоклавного окисления проводили щелочную обработку отмытого от кислоты кека раствором ΝαΟΗ при температуре 50-60°С для удаления серы, мышьяка и для получения оксида свинца. Показатели щелочной обработки представлены в табл. 4.
Таблица 4 | |||||
Соотношение РЪ-Ζη концентрата к Аи-содержащему продукту | 4:1 | 3:1 | 2:1 | 1:1 | 0,5:1 |
Выход кека, % | 88,4 | 87,9 | 88,6 | 88,1 | 85,2 |
Содержание Аз, % | 0,8 | 0,7 | 0,5 | 1,0 | 0,9 |
Содержание 8, % | 1,2 | 1,7 | 1,3 | 1,3 | 1,8 |
Извлечение 8, % | 90,3 | 88,5 | 92,8 | 91,2 | 89,0 |
Извлечение Аз, % | 50,2 | 62,3 | 74,6 | 77,1 | 78,9 |
Полученные кеки шихтовали с флюсами и подвергали восстановительной плавке с получением чернового свинца, содержащего драгоценные металлы. Результаты плавки представлены в табл. 5.
- 5 026707
Таблица 5 | |||||
Соотношение РЬ-Ζη концентрата к Аи-содержащему продукту | 4:1 | 3:1 | 2:1 | 1:1 | 0,5:1 |
Содержание в шлаке | Аи, г/т | 0,02 | 0,01 | 0,03 | 0,04 | 0,04 |
Ай, г/т | 1,0 | 1,0 | 1,0 | 0,7 | 0,1 | |
РЬ, % | 0,2 | 0,3 | 0,3 | 0,2 | 0,1 | |
Извлечение в слиток, % | Аи | 99 | 99 | 99 | 99 | 99 |
А§ | 99 | 99 | 99 | 99 | 99 | |
РЪ | 98 | 98 | 98 | 98 | 98 |
Пример 3 (по заявляемому способу).
Флотационные концентраты подвергали кондиционированию. На золото-сурьмяном концентрате проводили сульфидно-щелочное выщелачивание сурьмы. Извлечение сурьмы в раствор составило 98%, выход кека - 40%. Далее кек отмывали, смешивали с золотосодержащим концентратом и отправляли на автоклавное окисление при температуре 220°С. Окисленный кек кондиционировали в кислой пульпе при 90°С и далее после фильтрации и промывки подвергали щелочной обработке при температуре 80°С.
Свинцово-цинковый флотоконцентрат, измельчали до крупности 99% класса минус 40 мкм и подвергали кислотной обработке для разложения карбонатов. После кислотной обработки проводили автоклавное окисление при температуре 220°С и при давлении в автоклаве 3,0 МПа. Далее проводили фильтрацию. Полученный раствор отправляли на извлечение цинка. Кек отмывали от кислоты и обрабатывали щелочным раствором при температуре 20°С.
Результаты по автоклавному окислению концентратов представлены в табл. 6.
Таблица 6 | |||
Условия и показатели процесса | Концентрат | ||
РЬ-Ζη | Аи | ||
Содержание в кеке, % | δ | 7,7 | 0,5 |
δ сулыЬидн | 0,5 | 0,1 | |
Ре | 11,5 | 3,8 | |
Ζη | 0,10 | - | |
Аз | 0,12 | 3,21 | |
РЬ | 49,1 | 0,7 | |
Концентрация в растворе, г/л | Ре^ | 2,5 | 76,1 |
Р— | 0,2 | 0,1 | |
Аз | 0,1 | 26,9 | |
Ζη | 46,8 | - | |
Н28О4 | 77,5 | 234,2 | |
Выход кека, % | 59,1 | 28,5 | |
Степень окисления 8, % | 97,4 | 99,9 | |
Извлечение в раствор, % | Ζη | 99 | - |
Аз | - | 86,4 |
| 76,8 | 99,6
В табл. 7 представлены показатели щелочной обработки автоклавных кеков, а также сквозные показатели по операциям автоклавное окисление - щелочная обработка.
Таблица 7 | |||
Условия и показатели | Концентрат | ||
РЬ-Ζη | Аи | ||
Температура, ®С | 20 | 80 | |
8 | 1,5 | 0,1 | |
Содержание в кеке, % | Аз | 0,1 | 1,3 |
РЬ | 57,5 | - | |
Показатели по операции | |||
Выход кека, % | 83,6 | 82,6 | |
Извлечение в раствор 1ЦО, % | Аз | - | 66,4 |
8 | 83,7 | 82,8 | |
Сквозные показатели (автоклавное окисление + щелочная обработка) | |||
Выход кека, % | 49,4 | 23,5 | |
Извлечение в раггворы АВВ и | Аз | - | 95,4 |
ЩО, % | 8 | 96,2 | 99,9 |
Полученные кеки смешивали в разных соотношениях, шихтовали с флюсами и подвергали восстановительной плавке с получением чернового свинца, содержащего драгоценные металлы. Результаты восстановительной плавки представлены в табл. 8.
- 6 026707
Таблица 8 | ||||
Показатель | Массовое соотношение продуктов автоклавного окисления РЬ:Аи | |||
2:1 | 1:1 | 0,5:1 | ||
Содержание в шлаке | РЬ, % | 0,1 | 0,2 | 0,2 |
Аи, г/т | 0,03 | 0,02 | 0,02 | |
А°, г/т | 1,1 | 1,0 | 0,8 | |
Аз, % | 0,1 | 0,2 | 0,3 | |
Извлечение, % | Аи | 99 | 99 | 99 |
Ав | 99 | 99 | 99 | |
РЬ | 99,3 | 98,2 | 97,2 |
Сравнение достигнутых в примерах показателей извлечения драгоценных металлов представлено в табл. 9
Таблица 9 | ||
№ Примера | Извлечение Аи, % | Извлечение Αβ, % |
Пример 1 (по прототипу) | 86 | 10 |
Пример 2 (по заявляемому способу) | 99 | 99 |
Пример 3 (по заявляемому способу) | 99 | 99 |
Представленные в примерах данные показывают, что использование заявляемого способа позволяет повысить извлечение драгоценных металлов до 99% по сравнению со способом-прототипом.
Список использованной литературы
1. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2-х томах. - Иркутск: ОАО Иргиредмет, 1999.
2. Патент 5071477 США, МКИ С22В 3/44. Ргосекк ίοτ тесохету оГ до1б Ггот гсГгасЮгу отек/К.О.ТЬотак, Н.Т Р|е1егке. К.Е. Втечет, Κ.δ. Ртакет; Атепсап Ватск Кекоигсек Согр. οί Τοτοηΐο. - № 518125; Заявл. 03.05.90; опубл. 10.12.91, НКИ 75/744 - прототип.
3. МШет ΤΌ., \Уап К.-Υ., Οίαζ X. Ртед-тоЪЪшд до1б огек//Аймапсек ίη до1б оге ртосеккшд. ЕППеП Ву М. Ό. Абатк, 2005. - СЬар1ет 38. Р. 937-972.
4. Воробьев-Десятовский Н.В. К вопросу прег-роббинга золота/Н.В. Воробьев-Десятовский, Б.В. Аксенов//Материалы междунар. совещ. Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья (Плаксинские чтения-2010 13-18 сент., г. Казань). Казань; 2010, с. 331-334.
5. Патент 2514900 РФ, МПК С22В 11/00, 3/04. Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности/Я.М. Шнеерсон, Л.В. Чугаев, В.К. Фёдоров, А.Ю. Лапин, П.В. Зайцев, М.А. Плешков, М.В. Клементьев; ООО НИЦ Гидрометаллургия; Заявл. 04.07.2012; опубл. 10.05.2014.
Claims (12)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья, включающий подготовку перерабатываемого сырья к окислительному выщелачиванию, окислительное выщелачивание сульфидного сырья, переработку раствора окислительного выщелачивания, извлечение драгоценных металлов из окисленных остатков, отличающийся тем, что сульфидное сырье, содержащее драгоценные металлы, смешивают с сульфидным свинецсодержащим материалом, проводят их окислительное выщелачивание с получением окисленного остатка, который подвергают очистке от серы и мышьяка и восстановительной плавке на черновой свинец, который перерабатывают с получением сплава драгоценных металлов, марочного свинца и других продуктов, а переработку раствора окислительного выщелачивания с получением цветных металлов и отвальных продуктов осуществляют любым известным способом.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что подготовка сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, перед окислительным выщелачиванием включает одну из следующих операций или их сочетание: измельчение, сульфидно-щелочное выщелачивание сурьмы, кислотную обработку, декарбонизацию.
- 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что подготовка сульфидного свинецсодержащего материала перед окислительным выщелачиванием, включает одну из следующих операций или их сочетание: измельчение, кислотную обработку, декарбонизацию.
- 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что подготовка смеси сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, с сульфидным свинецсодержащим материалом перед окислительным выщелачиванием, включает одну из следующих операций или их сочетание: измельчение, кислотную обработку, декарбонизацию.
- 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что окислительное выщелачивание осуществляют одним или несколькими гидрометаллургическими способами: высокотемпературным или низкотемпературным автоклавным окислением, атмосферным окислением, бактериальным окислением.
- 6. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы извлекают из смеси окисленного свинецсодержащего остатка с окисленным остатком, содержащим драгоценные металлы, в процессе восстановительной плавки в сплав на основе свинца.- 7 026707
- 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед восстановительной плавкой проводят удаление серы и мышьяка из остатков окислительного выщелачивания сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, и осуществляют перевод свинца в оксидную форму.
- 8. Способ по п.7, отличающийся тем, что удаление серы и мышьяка из окисленных остатков после низкотемпературного автоклавного, бактериального или атмосферного выщелачивания включает флотацию элементарной серы из окисленного остатка или ее удаление химическими растворителями, удаление сульфатной серы и мышьяка щелочной обработкой продукта, полученного после удаления элементарной серы.
- 9. Способ по п.7, отличающийся тем, что удаление серы и мышьяка из окисленного остатка после высокотемпературного автоклавного выщелачивания включает перемешивание окисленной пульпы при температуре 80-95°С и удаление остатков сульфатной серы и мышьяка щелочной обработкой окисленного остатка.
- 10. Способ по п.7, отличающийся тем, что сульфатный свинец в остатках окислительного выщелачивания свинецсодержащего материала или смеси свинецсодержащего материала с сырьем, содержащим драгоценные металлы, переводят в оксидную форму в процессе щелочной обработки.
- 11. Способ по п.6, отличающийся тем, что в процесс восстановительной плавки поступает материал, очищенный от серы и мышьяка и содержащий оксид свинца.
- 12. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы извлекают из свинцового сплава в процессе рафинирования.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
EA201500121A EA026707B1 (ru) | 2015-01-22 | 2015-01-22 | Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
EA201500121A EA026707B1 (ru) | 2015-01-22 | 2015-01-22 | Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA201500121A1 EA201500121A1 (ru) | 2016-07-29 |
EA026707B1 true EA026707B1 (ru) | 2017-05-31 |
Family
ID=56550583
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA201500121A EA026707B1 (ru) | 2015-01-22 | 2015-01-22 | Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
EA (1) | EA026707B1 (ru) |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP0177294A2 (en) * | 1984-09-27 | 1986-04-09 | Sherritt Gordon Limited | Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic material |
JPS61179823A (ja) * | 1984-09-27 | 1986-08-12 | シエリツト・ゴ−ドン・マインズ・リミテツド | 金回収方法 |
US5071477A (en) * | 1990-05-03 | 1991-12-10 | American Barrick Resources Corporation of Toronto | Process for recovery of gold from refractory ores |
RU2434064C1 (ru) * | 2010-07-26 | 2011-11-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Способ переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья |
-
2015
- 2015-01-22 EA EA201500121A patent/EA026707B1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP0177294A2 (en) * | 1984-09-27 | 1986-04-09 | Sherritt Gordon Limited | Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic material |
JPS61179823A (ja) * | 1984-09-27 | 1986-08-12 | シエリツト・ゴ−ドン・マインズ・リミテツド | 金回収方法 |
US5071477A (en) * | 1990-05-03 | 1991-12-10 | American Barrick Resources Corporation of Toronto | Process for recovery of gold from refractory ores |
RU2434064C1 (ru) * | 2010-07-26 | 2011-11-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Способ переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EA201500121A1 (ru) | 2016-07-29 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
US5120353A (en) | Hydrometallurgic method for processing raw materials containing zinc sulphide | |
CA2933448C (en) | A process for extracting noble metals from anode slime | |
RU2117057C1 (ru) | Способ выделения цинка и железа из цинк- и железосодержащего материала (варианты) | |
EP3363918A1 (en) | Method for extracting metals from concentrated sulphurated minerals containing metals by direct reduction with regeneration and recycling of the reducing agent, iron, and of the flux, sodium carbonate | |
US3652264A (en) | Recovery of zinc values from zinc plant residue | |
CN100392123C (zh) | 从锌渣中回收非铁金属的方法 | |
CN105543479B (zh) | 一种铋冰铜的综合回收方法 | |
JPH0643619B2 (ja) | 亜鉛と鉄とを含有する硫化物の浸出方法 | |
CA1224926A (en) | Method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
Cooper | The treatment of copper refinery anode slimes | |
JPH059495B2 (ru) | ||
JP5554285B2 (ja) | 金の浸出方法 | |
CN108950200B (zh) | 一种载金高砷铜精矿脱砷回收伴生金的方法 | |
CN111519026B (zh) | 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法 | |
EA031994B1 (ru) | Выщелачивание минералов | |
EP2902510A1 (en) | A new method for leaching of electric arc furnace dust (EAFD) with sulphuric acid | |
Haakana et al. | Outotec direct leaching application in China | |
AU2022316599A1 (en) | Treatment of zinc leach residue | |
Erkinovich | Study of low temperature technologies of processing zinc cakes with the method of thermo-steaming | |
WO2014022946A1 (es) | Procedimiento para procesar polvos de fundición mediante acido tricarboxílico | |
KR101763549B1 (ko) | 출발 물질들로부터 비소를 분리하는 방법 및 장치 | |
EA026707B1 (ru) | Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья | |
EA037155B1 (ru) | Способ переработки руд, низкосортных концентратов и техногенных отходов меди | |
Ozberk et al. | Commercial applications of the sherritt zinc pressure leach process and iron disposal |
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 TJ TM |