EA031994B1 - Выщелачивание минералов - Google Patents
Выщелачивание минералов Download PDFInfo
- Publication number
- EA031994B1 EA031994B1 EA201691752A EA201691752A EA031994B1 EA 031994 B1 EA031994 B1 EA 031994B1 EA 201691752 A EA201691752 A EA 201691752A EA 201691752 A EA201691752 A EA 201691752A EA 031994 B1 EA031994 B1 EA 031994B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- leaching
- preceding paragraphs
- arsenic
- soluble
- mineral composition
- 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
- C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
- C22B30/04—Obtaining arsenic
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B15/00—Other processes for the manufacture of iron from iron compounds
-
- 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
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/11—Removing sulfur, phosphorus or arsenic other than by roasting
-
- 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
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
-
- 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
- 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
-
- 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
- C22B3/14—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions containing ammonia or ammonium salts
-
- 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
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
- C22B34/22—Obtaining vanadium
-
- 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
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
- C22B34/24—Obtaining niobium or tantalum
-
- 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)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Catalysts (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу обработки минеральной композиции, содержащей железо, мышьяк или другие соединения группы VA, включающему измельчение указанной минеральной композиции до размера частиц Pменее 25 мкм и выщелачивание указанной минеральной композиции в присутствии извести и/или известняка и растворимого щелочного комплексообразующего агента и в присутствии кислородсодержащего газа при рН в диапазоне от 3,5 до 6.
Description
Область техники
Изобретение относится к способу обработки минеральной композиции.
Уровень техники
Следует понимать, что при наличии в настоящем документе ссылки на какую-либо публикацию такая ссылка не означает, что указанная публикация является частью общедоступных знаний в данной области техники в Австралии или в любой другой стране.
Золото обычно добывают из золотосодержащих руд путем обработки раствором цианида, который солюбилизирует золото. Тем не менее, в некоторых рудах золото присутствует в виде микрочастиц, инкапсулированных в руде. Золото из таких руд не может быть извлечено с помощью традиционных способов цианирования. Эти типы руд известны как тугоплавкие руды и обычно представляют собой сульфидные и/или углистые руды. Эти руды также могут содержать, наряду с сульфидами, иные соединения других элементов группы VIA, таких как селен и теллур, и элементов группы VA, таких как Sb и Bi.
Для извлечения золота из тугоплавких сульфидных руд необходимо сначала обработать указанные руды, чтобы высвободить золото, чтобы оно стало доступным для выщелачивания цианированием. Упорную руду обычно обрабатывают путём окисления руды, что приводит к химическому разрушению стойких компонентов руды с высвобождением драгоценных металлов для последующего извлечения. Известные способы окисления тугоплавких руд включают обжиг, выщелачивание с помощью бактерий и выщелачивание руды при повышенных температурах и давлении в кислой среде.
Известно выщелачивание никеля и кобальта в щелочной среде с применением солей аммиака/аммония. Тем не менее, главным недостатком щелочного выщелачивания является то, что при окислении руд, содержащих железо и мышьяк, таких как пирит и арсенопирит, выщелачиваемые железо и мышьяк осаждаются на частицах минералов в виде пассивного оксидного и/или богатого серой слоя. Этот слой препятствует дальнейшему окислению, что приводит к тому, что степень выщелачивания в щелочных условиях меньше, чем в кислых условиях. Это приводит к более низкой степени извлечения драгоценных металлов.
Кроме того, щелочное выщелачивание тугоплавких материалов требует повышенных давления и температуры, а также окислителя для обеспечения выщелачивания. Тем не менее даже в агрессивных щелочных условиях степень извлечения драгоценных металлов часто меньше, чем при кислотном выщелачивании. Кроме того, недрагоценные металлы, такие как медь и цинк, нерастворимы при высоком значении рН. Таким образом, щелочное выщелачивание не подходит для выщелачивания руд или концентратов, где требуется извлечение недрагоценных металлов из сульфидов недрагоценных металлов, таких как халькозин, сфалерит или халькопирит. В силу этих причин коммерческий и научный интерес был направлен в сторону кислотного выщелачивания.
Большая часть литературы, относящейся к щелочному выщелачиванию, направлена на применение водорастворимых щелочей, таких как гидроксид натрия или калия, и аммиака. Недостатком этих реактивов является то, что железо осаждается в первую очередь в виде ярозита. Ярозит препятствует извлечению золота, а кроме того, сам ярозит представляет собой экологически неприемлемый остаток. Кроме того, гидроксидные реактивы и, в частности, гидроксид натрия, чрезмерно дороги.
Было предложено применять более дешевые щелочи, такие как известь. Тем не менее, на сегодняшний день выщелачивание материалов сульфида железа известью было неудачным, поскольку при этом выщелачивание является неполным, и степень последующего извлечения драгоценного металла является низкой. Например, в более раннем исследовании щелочного окисления пирита с целью извлечения золота с применением извести степень извлечения золота составляла всего лишь от 30 до 40%, что не является большим улучшением по сравнению с прямым цианированием пирита. Предположительно, причиной этого является пассивация минерала путем осаждения слоя гипса/оксида железа.
Известняк представляет собой другую щелочь, которая является относительно дешевой. Известняк обычно применяют для нейтрализации кислых сточных вод. Тем не менее, считается, что известняк обладает недостаточной реакционной способностью и/или растворимостью в щелочных системах, чтобы его можно было применять для щелочного выщелачивания.
Как упоминалось выше, известно, что скорость окисления в кислой среде может быть увеличена с помощью мелкого размола для увеличения площади поверхности минеральных частиц. Такое увеличение может быть предсказано на основании того, что большая площадь поверхности подвергается воздействию окислителей. Тем не менее, в щелочной системе этот эффект существенно снижен ввиду формирования пассивного оксидного и/или богатого серой слоя на частицах. Определяющие скорость окисления факторы в щелочных системах, как полагают, связаны с образованием пассивирующего оксидного и/или богатого серой слоя и диффузией реагентов сквозь слой. Таким образом, исследователи в данной области сконцентрировались на повышении степени щелочного выщелачивания с использованием сильных растворимых щелочей путем модификации условий выщелачивания таким образом, чтобы свести к минимуму образование пассивного слоя и/или воздействовать на скорость диффузии сквозь слой.
В одном из исследований предлагается выщелачивание при более высоких температурах или при использовании относительно концентрированных растворов реагентов. Целью является быстрое образование пассивного слоя, который не стабилен и подвержен образованию трещин. Полагают, что при более
- 1 031994 низких температурах слои растут медленнее и являются более стабильными. Другое предложение заключалось в применении добавок, которые могут вступать в реакцию, растворяя слой или делая его более проницаемым.
В патенте Австралии № 744356 (соответствует патенту США № 6833021), полное содержание которого включено в настоящее описание посредством ссылки, описан способ обработки минеральной композиции, содержащей тугоплавкий материал. Способ включает измельчение композиции до размера частиц P80 менее 25 мкм и выщелачивание композиции раствором, содержащим известь и/или известняк в присутствии кислородсодержащего газа. Конкретные условия переработки минеральной композиции, описанные в указанном патенте, включают проведение стадии выщелачивания при рН от 6 до 12 или предпочтительно от 6 до 9. В примерах, приведенных в указанном патенте, применяют рН 8, 9 или 10 на стадии выщелачивания. Щелочной материал, добавляемый на стадии выщелачивания, в примерах в указанном патенте содержит известь или смесь извести и известняка. Указанный способ подходит для извлечения драгоценных металлов из минеральной композиции, содержащей тугоплавкий материал. Способ согласно указанному патенту охарактеризован как подходящий для обработки минеральных композиций, которые содержат пирит или арсенопирит.
Краткое описание изобретения
Задачей изобретения является обеспечение способа обработки минеральной композиции, содержащей мышьяк или соединения мышьяка, который приводит к увеличению степени извлечения желаемых минералов.
Согласно первому аспекту настоящее изобретение относится к способу обработки минеральной композиции, содержащей железо, мышьяк или другие соединения группы VA, включающему измельчение минеральной композиции до размера частиц P80 менее 25 мкм и выщелачивание указанной минеральной композиции в присутствии извести и/или известняка и растворимого щелочного комплексообразующего агента и в присутствии кислородсодержащего газа при рН в диапазоне от 3,5 до 6.
В одном из вариантов реализации в способе согласно настоящему изобретению комплексообразующий агент, который образует растворимый комплекс с железом, мышьяком или другими соединениями группы VA, присутствует во время выщелачивания. Комплексообразующий агент может представлять собой растворимый щелочной комплексообразующий агент.
В описании термин растворимый щелочной комплексообразующий агент применяется для обозначения растворимого щелочного соединения, которое может образовывать комплекс с мышьяком или другими элементами или соединениями группы VA. Комплекс может включать короткоживущий комплекс, который может впоследствии отделяться от реагирующей поверхности и затем осаждаться.
В некоторых вариантах реализации способа согласно настоящему изобретению на стадии выщелачивания присутствует известняк. Не обязательно добавлять известь для достижения удовлетворительного выщелачивания. Это довольно удивительно, так как традиционное представление заключается в том, что известняк создает условия выщелачивания, которые являются слишком мягкими, чтобы эффективно выщелачивать минеральную композицию.
В некоторых вариантах реализации настоящего изобретения стадию выщелачивания осуществляют при рН от 3,5 до 6. Значение рН регулируют так, чтобы максимально увеличить растворимость растворимого комплекса. В некоторых вариантах реализации стадию выщелачивания осуществляют при рН от 4,0 до 6, более предпочтительно от 4,4 до 6, еще более предпочтительно от 4,4 до 5,5, еще более предпочтительно от 4,4 до 5,8 или 4,4, или примерно 4,8, или примерно 5,5. В других вариантах реализации настоящего изобретения стадию выщелачивания осуществляют при множестве последовательных заданных значений рН, например, когда выщелачивание первоначально осуществляют при рН 3,5, затем при рН 4 и затем при рН 6. Последовательные заданные значения рН могут быть выбраны из значений рН в диапазоне от 3,5 до 6.
В вариантах реализации, в которых добавляют известняк, добавление известняка регулируют таким образом, чтобы значение рН находилось в пределах диапазонов, указанных выше.
Комплексообразующие агенты обычно представляют собой растворимые щелочи, такие как гидроксид или карбонат натрия, калия, магния или аммония, или другие формы растворимого карбоната или гидроксида, вместе с газообразным диоксидом углерода.
В некоторых вариантах реализации способ согласно настоящему изобретению применяют для обработки тугоплавких золотосодержащих минеральных композиций, которые также содержат мышьяк или соединения мышьяка. Минеральная композиция может также содержать железо. В настоящем описании и формуле изобретения термин тугоплавкий материал включает тугоплавкие сульфиды, такие как пирит, в которых инкапсулированы драгоценные металлы, руды, содержащие углистый материал и теллуридные или селенидные материалы. Используемый в настоящем описании и формуле изобретения термин руда включает не только руду саму по себе, но также включает концентраты, шламы, хвосты, отвалы и отходы, которые могут содержать извлекаемые количества драгоценного металла. Углистый материал относится к материалам, содержащим фракцию органического углерода, которая может содержать графит, битуминозный или частично битуминозный материал.
- 2 031994
В композиции могут также присутствовать другие материалы, не содержащие железа или с низким содержанием железа, примеры которых включают антимонит, тетраэдрит, аргентопирит, калаверит, алтаит, золотосодержащие селениды, теннантит и пентландит. Способ согласно настоящему изобретению также применим к композиции, содержащей углистое вещество, которое иначе мешало бы процессу извлечения драгоценных металлов. Подходящая композиция не будет содержать экономически значимые количества сульфидов недрагоценных металлов, содержащих медь или цинк.
Способ согласно настоящему изобретению, в частности, направлен на обработку тугоплавких материалов, содержащих драгоценные металлы, такие как золото, серебро и платина. В целесообразном варианте огнеупорные материалы находятся в форме флотационных концентратов, хотя настоящий способ пригоден для руд, если экономические показатели являются благоприятными.
В способе согласно настоящему изобретению композицию тонко измельчают до размеров частиц, при этом 80% (по массе) частиц проходит через сито менее 25 мкм. Типичный диапазон размеров частиц составляет 80% частиц проходит через сито 2-25 мкм и предпочтительно примерно 80% частиц проходит через сито 2-15 мкм.
Предпочтительное устройство для получения тонко измельченного материала представляет собой шаровую мельницу с перемешиванием или горизонтальную мельницу с перемешиванием. Тем не менее, следует понимать, что также можно применять несколько других подходящих типов устройства для измельчения.
Способ согласно настоящему изобретению можно осуществлять при атмосферном давлении. Это позволяет избежать применения дорогостоящих реакторов высокого давления и автоклавного оборудования. Предпочтительная рабочая температура на стадии выщелачивания составляет от примерно 50°C до температуры кипения смеси. Обычно максимальная температура составляет примерно 98°C.
Так как способ согласно настоящему изобретению можно осуществлять при атмосферном давлении, нет необходимости проводить стадию выщелачивания в дорогих сосудах высокого давления. Действительно, в некоторых вариантах реализации реакцию выщелачивания можно осуществлять в реакторах с открытым резервуаром. Избыточное тепло может быть отведено путем выпаривания раствора. Это позволяет избежать необходимости в дорогостоящих теплообменниках. При необходимости тепло может быть легко отведено известными способами, такими как сдувание пара.
Реакцию выщелачивания проводят в присутствии кислородсодержащего газа. Когда реакцию проводят при атмосферном давлении, газ обычно вводят путем барботирования. Газ может представлять собой кислород, воздух или воздух, обогащенный кислородом. Скорость потока газа зависит от количества кислорода, необходимого для поддержания реакции выщелачивания.
После выщелачивания композиции смесь можно дополнительно обрабатывать известными способами для извлечения драгоценных металлов, главным образом, путем цианирования. При необходимости суспензию можно загущать перед цианированием.
Авторы изобретения неожиданно обнаружили, что минеральные композиции, содержащие мышьяк, и даже тугоплавкие минеральные композиции, содержащие мышьяк или элементы группы VA, могут быть с большим успехом обработаны путем проведения стадии выщелачивания при рН от 3,5 до 6 в присутствии кислородсодержащего газа. Не желая быть связанными теорией, авторы изобретения полагают, что осуществление способа, аналогичного настоящего способу, с применением минеральных композиций, которые содержат значительные количества мышьяка или мяшьякосодержащих соединений или другие элементы или соединения группы VA, с использованием щелока, содержащего кислородсодержащий газ и щелочной материал при рН более 6, быстро приводит к образованию соединений мышьяка или соединений группы VA, пассивирующих поверхность минеральных частиц. В противоположность этому, осуществление способа при рН от 3,5 до 6, более предпочтительно от 3,5 до 5, с применением комплексообразующего агента, такого как растворимая натриевая щелочь или другие растворимые щелочные материалы, приводит к образованию растворимого промежуточного продукта мышьяка или соединения группы VA, который отделяется от выщелачиваемого минерала и осаждается из раствора отдельно от минерала. Это снижает или предотвращает пассивацию поверхности минерала. Считается, что мышьякосодержащие промежуточные продукты остаются относительно растворимыми вблизи поверхности минерала при рН от 3,5 до 5-6 перед отделением и осаждением в объеме раствора или суспензии. В некоторых вариантах реализации добавление комплексообразующего агента, который образует комплекс с растворимыми промежуточными продуктами мышьяка или соединений группы VA, способствует более долгому удерживанию мышьяка в растворе, что обеспечивает дополнительное время для удаления растворимых промежуточных продуктов от минеральных частиц перед осаждением.
Любой из признаков, описанных здесь, может быть объединен в любой комбинации с любым одним или несколькими из других признаков, описанных в настоящей заявке, в пределах объема изобретения.
Приведённая в настоящем описании ссылка на любой предшествующий уровень техники не является и не должна восприниматься как подтверждение или указание на возможность того, что такой источник является частью общедоступных знаний.
- 3 031994
Примеры
Пример 1. Армянский тугоплавкий концентрат.
Для испытания использовали следующую композицию образца тугоплавкого сульфидного концентрата:
Мышьяк % | 4,5 |
Сурьма % | 0,5 |
Железо - % | 22 |
Сульфид - % | 22 |
Au, г/т | 55 |
Ag, г/т | 57 |
Те, г/т 155 |
Проводили микрографический анализ образца концентрата, чтобы идентифицировать основную форму нахождения золота в руде, что и приведено ниже
СВОБОДНОЕ / ЦИАНИРУЮЩЕЕСЯ ЗОЛОТО 48,2
ЗОЛОТО, ЗАКЛЮЧЕННОЕ В ТЕЛЛУРИДАХ5,25
ЗОЛОТО, ЗАКЛЮЧЕННОЕ В КАРБОНАТАХ3,36
МЫШЬЯКОВЫЙ МИНЕРАЛ (АРСЕНОПИРИТ)42,21
ПИРИТОВЫЙ СУЛЬФИДНЫЙ МИНЕРАЛ0,6
ИНКАПСУЛИРОВАНО В СИЛИКАТАХ (В
ЖИЛЬНОЙ ПОРОДЕ)0,3
Большая часть золота в образце была заключена в фазах сульфида мышьяка.
Затем образец перемалывали в горизонтальной шаровой мельнице с перемешиванием до тех пор, пока 80% частиц не прошло через сито 11,5 мкм.
Затем проводили серию испытаний образца в следующих условиях:_______________
Испытание № | Регулирование pH | Температура (°C) | Длительность, часы | Уровень окисления сульфидов, % | Добавление NaOH (кг/тонна) | Добавление СаСОз (кг/тонна) |
1 | 5,5 | 95 | 48 | 87,6 | 0 | 181 |
2 | 5,5 | 95 | 48 | 95,8 | 10 | 176 |
3 | 5,5 | 95 | 48 | 73,4 | 15 | 128 |
4 | 5,5 | 95 | 48 | 77,8 | 20 | 132 |
Уровень добавления гидроксида натрия варьировали для всех испытаний для улучшения селективного окисления фаз сульфида мышьяка.
Во всех испытаниях постепенно добавляли гидроксид натрия и известняк, чтобы отрегулировать рН до требуемого заданного значения. После завершения испытаний окисленную суспензию фильтровали.
Осадок на фильтре из каждого испытания на окисление повторно суспендировали в водопроводной воде с содержанием твердых веществ 40%, а затем выщелачивали в течение 24 ч в 500 ppm растворе NaCN при рН, поддерживаемом на уровне 10, с применением гашеной извести. В начале испытания добавляли активированный уголь. После завершения испытания цианидную суспензию после выщелачивания фильтровали и проводили анализ конечного осадка на фильтре, раствора и углеродных фаз на золото и серебро, чтобы определить степень извлечения.
Кратко результаты испытаний представлены ниже.
- 4 031994
Результаты испытаний. Армянский тугоплавкий концентрат
Испытание № Степень извлечения Au
188,9
293,1
395,0
495,5
Добавление натриевой щелочи в испытаниях 2-4 привело к превосходному извлечению золота из окисленного остатка из-за улучшенного окисления богатых золотом фаз мышьяка. Эти улучшенные степени извлечения золота были также достигнуты при более низких общих уровнях окисления сульфидов.
Пример 2. Центральноамериканский тугоплавкий концентрат.
Для испытания использовали следующую композицию образца тугоплавкого сульфидного концентрата:
Мышьяк, % | 11,02 |
Железо, % | 38,4 |
Сульфид, % | 36,8 |
Au, г/т | 32 |
Ag, г/т | 61 |
Образец состоял преимущественно из арсенопирита и пирита. Образец перемалывали в горизонтальной шаровой мельнице с перемешиванием до тех пор, пока 80% частиц не прошло через сито 9,7 мкм.
Затем проводили два испытания образца при изменении значений регулируемого рН. Испытывали уровни рН, составляющие 5,2 и 5,5. Растворимость мышьяка, хоть и является очень низкой во всем указанном диапазоне рН, несколько выше при рН 5,2 по сравнению с 5,5, и поэтому ожидается, что повышенный уровень образования комплексов с мышьяком и отделение комплекса мышьяка от выщелачиваемой поверхности при более низком рН приведёт к повышенной скорости окисления в целом. Условия для двух испытаний приведены ниже______________________________________________
Испытание № | Регулирование pH | Температура (°C) | Длительность, часы | Уровень окисления сульфидов, % | Добавление NaOH (кг/тонна) | Добавление СаСОз (кг/тонна) |
1 | 5,5 | 95 | 48 | 41 | 61 | 346 |
2 | 5,2 | 95 | 50 | 62 | 90 | 790 |
Во всех испытаниях постепенно добавляли гидроксид натрия и известняк, чтобы отрегулировать рН до требуемого заданного значения. Снижение рН с 5,5-6 до 5,2 привело к увеличению скорости окисления сульфидных минералов на 50%.
После завершения испытаний окисленную суспензию фильтровали.
Осадок на фильтре из каждого испытания на окисление повторно суспендировали в водопроводной воде с содержанием твердых веществ 40%, а затем выщелачивали в течение 24 ч в 500 ppm растворе NaCN при рН, поддерживаемом на уровне 10, с применением гашеной извести. В начале испытания добавляли активированный уголь. После завершения испытания цианидную суспензию после выщелачивания фильтровали и проводили анализ конечного осадка на фильтре, раствора и углеродных фаз на золото и серебро, чтобы определить степень извлечения.
Кратко результаты испытаний представлены ниже.
Результаты испытаний. Центральноамериканский тугоплавкий концентрат
Испытание № | Степень извлечения Au % | Степень извлечения Ag % |
1 | 90,8 | 92,9 |
2 | 90,9 | 97,7 |
Мышьяковистая фаза, которая будет формироваться и осаждаться на поверхности выщелачиваемого минерала, в применяемых условиях выщелачивания будет представлять собой скородит. Были опубликованы данные о растворимости скородита в испытываемом диапазоне рН [P.M. Dove and
- 5 031994
J.D. Rimstidt. Am. Miner. 70, 838-844 (1985)]. Ожидается, что в двух испытываемых диапазонах рН растворимость мышьяка будет составлять рН 5,2 = 0,8 ммоль/л;
рН 5,5 = 0,1 ммоль/л.
Регулировка рН в испытании 2 до уровня, при котором растворимость мышьяка была оптимизирована, оставаясь очень низкой, привела к увеличению скорости окисления в испытании на окислительное выщелачивание на 50%.
Пример 3. Мексиканский тугоплавкий концентрат.
Для испытания использовали следующую композицию образца тугоплавкого сульфидного концентрата:
Мышьяк, % | 14,4 |
Железо, % | 37,1 |
Сульфид, % | 33,2 |
Au, г/т | 18,4 |
Ag, г/т | 18,2 |
Большая часть золота в образце была заключена в арсенопирите.
Затем образец перемалывали в горизонтальной шаровой мельнице с перемешиванием до тех пор, пока 80% частиц не прошли через сито 10 мкм.
Затем проводили серию испытаний образца в следующих условиях:
Испытание № | Регулирование рн | Температура (°C) | Длительность, часы | Уровень окисления сульфидов, % | Добавление NaOH (кг/тонна) | Добавление СаСОз (кг/тонна) |
1(8) | 5,5 | 95 | 51 | 39 | 0 | 107 |
2(1) | 5,5 | 95 | 49 | 65 | 49 | 179 |
3(4) | 5,5 | 95 | 48 | 52 | 96 | 106 |
Уровень добавления гидроксида натрия снова варьировали для трёх испытаний для улучшения селективного окисления фаз сульфида мышьяка.
Во всех испытаниях постепенно добавляли гидроксид натрия и известняк, чтобы отрегулировать рН до требуемого заданного значения. После завершения испытаний окисленную суспензию фильтровали.
Осадок на фильтре из каждого испытания на окисление повторно суспендировали в водопроводной воде с содержанием твердых веществ 40%, а затем выщелачивали в течение 24 ч в 500 ppm растворе NaCN при рН, поддерживаемом на уровне 10, с применением гашеной извести. В начале испытания добавляли активированный уголь. После завершения испытания цианидную суспензию после выщелачивания фильтровали и проводили анализ конечного осадка на фильтре, раствора и углеродных фаз на золото и серебро, чтобы определить степень извлечения.
Кратко результаты испытаний представлены ниже.
Результаты испытаний. Мексиканский тугоплавкий концентрат
Испытание № Степень извлечения Au
148,6
283,6
384
Добавление натриевой щелочи в испытаниях 2 и 3 снова привело к превосходному извлечению золота из окисленного остатка из-за улучшенного окисления богатых золотом фаз мышьяка.
- 6 031994
Пример 4. Новозеландский тугоплавкий концентрат.
Для испытания использовали следующую композицию образца тугоплавкого сульфидного концентрата:
Мышьяк, % | п,з |
Железо, % | 27,0 |
Сульфид, % | 24,2 |
Au, г/т | 56,9 |
Ag, г/т | 2,0 |
Образец состоял преимущественно из арсенопирита и пирита. Образец перемалывали в горизонтальной шаровой мельнице с перемешиванием до тех пор, пока 80% частиц не прошли через сито 6,0 мкм.
Затем проводили десять испытаний образца при изменении значений регулируемого рН. Испытывали уровни рН, составляющие 4,4, 4,8 и 5,5. Растворимость мышьяка, хоть и является очень низкой во всем указанном диапазоне рН, несколько выше при рН 4,8 по сравнению с 5,5, и поэтому ожидается, что повышенный уровень образования комплексов с мышьяком и отделение комплекса мышьяка от выщелачиваемой поверхности при более низком рН приведёт к повышенной скорости окисления в целом. Условия испытаний приведены ниже________________________________________________
Испита ние № | Регулиро ванне pH | Темпера тура (°C) | Длитель ность, часы | Уровень окисления сульфидов, % | Добавление Na2CO3 (кг/тонна) | Добавление СаСОз (кг/тонна) | Константа скорости |
2 | 5,5 | 90 | 10,5 | 19 | 0 | 150 | 0,08 |
8 | 4,8 | 90 | 12 | 22 | 38 | 165 | 0,24 |
9 | 4,4 | 90 | 12 | 21 | 38 | 167 | 0,17-0,24 |
10 | 4,8 | 90 | 48 | 63 | 38 | 428 | 0,20 |
Во всех испытаниях постепенно добавляли карбонат натрия и известняк, чтобы отрегулировать рН до требуемого заданного значения. Снижение рН с 5,5 до 4,8 привело к увеличению скорости окисления сульфидных минералов на 50%.
После завершения испытаний окисленную суспензию фильтровали.
Уровень добавления карбоната натрия был пропорционален для всех испытаний для улучшения селективного окисления фаз сульфида мышьяка.
Мяшьяковистая фаза, которая будет формироваться и осаждаться на поверхности выщелачиваемого минерала, в применяемых условиях выщелачивания будет представлять собой скородит. Были опубликованы данные о растворимости скородита в испытываемом диапазоне рН [P.M. Dove and J. D.Rimstidt. Am. Miner. 70, 838-844 (1985)].
Ожидается, что в двух испытываемых диапазонах рН растворимость мышьяка будет составлять рН 4,4 = 0,8 ммоль/л;
рН 4,4 = 0,8 ммоль/л;
рН 5,5 = 0,1 ммоль/л.
Регулировка рН в испытании 10 до уровня, при котором растворимость мышьяка была оптимизирована, оставаясь очень низкой, привела к увеличению скорости окисления в испытании на окислительное выщелачивание на 50%.
В настоящем описании и формуле изобретения (если в таковых встречается) слово содержащий и его производные, включая содержит и содержать, включают каждое из указанных целых чисел, но не исключают включение одного или нескольких дополнительных чисел.
Ссылка в настоящем описании на один из вариантов реализации или вариант реализации означает, что конкретный признак, структура или характеристика, описанные в связи с вариантом реализации, включены по меньшей мере в один из вариантов реализации настоящего изобретения. Таким образом, фразы в одном из вариантов реализации или в варианте реализации в различных местах настоящего описания не обязательно относятся к одному и тому же варианту реализации настоящего изобретения. Кроме того, конкретные признаки, структуры или характеристики могут быть объединены любым подходящим образом в одной или нескольких комбинациях.
- 7 031994
В соответствии с законодательством настоящее изобретение было описано языком более или менее специфичным к структурным или методическим особенностям. Следует понимать, что изобретение не ограничивается конкретными показанными или описанными признаками, так как средства, описанные здесь, включают предпочтительные формы осуществления изобретения. Изобретение, таким образом, заявлено в любой из его форм или модификаций в объеме, определяемом должным образом пунктами прилагаемой формулы изобретения (если таковая имеется), соответствующим образом интерпретированными специалистами в данной области техники.
Claims (14)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ обработки минеральной композиции, содержащей соединения железа, мышьяка или других элементов группы VA, включающий измельчение указанной минеральной композиции до размера частиц P80 менее 25 мкм и водное выщелачивание минеральной композиции в присутствии извести и/или известняка и растворимого щелочного комплексообразующего агента и в присутствии кислородсодержащего газа при рН в диапазоне от 3,5 до 6.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве комплексообразующего агента используют агент, который образует растворимый комплекс с соединениями железа, мышьяка или других элементов группы VA.
- 3. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что на стадии выщелачивания присутствует известняк.
- 4. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что указанный комплексообразующий агент выбран из растворимых щелочей, растворимых карбонатов или газообразного диоксида углерода.
- 5. Способ по п.4, отличающийся тем, что указанные растворимые щелочи включают гидроксид натрия, гидроксид калия, гидроксид магния или гидроксид аммония или карбонат натрия, карбонат калия, карбонат магния или карбонат аммония.
- 6. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что указанная минеральная композиция содержит тугоплавкий материал, содержащий драгоценные металлы.
- 7. Способ по п.6, отличающийся тем, что указанный тугоплавкий материал содержит тугоплавкие сульфиды, в которых инкапсулированы драгоценные металлы; руды, содержащие углистый материал и теллуридные или селенидные материалы.
- 8. Способ по п.6 или 7, отличающийся тем, что указанная минеральная композиция также содержит один или более из антимонита, тетраэдрита, аргентопирита, калаверита, алтаита, золотосодержащих селенидов, теннантита и пентландита.
- 9. Способ по любому из пп.6-8, отличающийся тем, что указанный тугоплавкий материал содержит флотационные концентраты.
- 10. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что указанную композицию тонко измельчают до размера частиц, при котором 80% частиц проходит через сито 2-25 мкм, предпочтительно 80% частиц проходит через сито 2-15 мкм.
- 11. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что указанный способ осуществляют при атмосферном давлении.
- 12. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что указанное выщелачивание осуществляют при температуре от 50 до 98°C.
- 13. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что указанное выщелачивание проводят в присутствии кислородсодержащего газа, выбранного из кислорода, воздуха или обогащенного кислородом воздуха.
- 14. Способ по любому из предшествующих пунктов, отличающийся тем, что после выщелачивания композиции указанную смесь дополнительно обрабатывают для извлечения драгоценных металлов.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AU2013904052A AU2013904052A0 (en) | 2013-10-21 | Leaching of Minerals | |
PCT/AU2014/050297 WO2015058257A1 (en) | 2013-10-21 | 2014-10-21 | Leaching of minerals |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA201691752A1 EA201691752A1 (ru) | 2017-06-30 |
EA031994B1 true EA031994B1 (ru) | 2019-03-29 |
Family
ID=52992055
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA201691752A EA031994B1 (ru) | 2013-10-21 | 2014-10-21 | Выщелачивание минералов |
Country Status (12)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US10190193B2 (ru) |
EP (1) | EP3060689B1 (ru) |
AU (1) | AU2014339764B2 (ru) |
CA (1) | CA2927461C (ru) |
DO (1) | DOP2016000083A (ru) |
EA (1) | EA031994B1 (ru) |
ES (1) | ES2765678T3 (ru) |
MY (1) | MY173443A (ru) |
PL (1) | PL3060689T3 (ru) |
PT (1) | PT3060689T (ru) |
RS (1) | RS59766B1 (ru) |
WO (1) | WO2015058257A1 (ru) |
Families Citing this family (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US9981295B2 (en) | 2016-07-21 | 2018-05-29 | Dundee Sustainable Technologies Inc. | Method for vitrification of arsenic and antimony |
CA3100177A1 (en) | 2018-05-15 | 2019-11-21 | Hycroft Mining Holding Corporation | Alkaline oxidation methods and systems for recovery of metals from ores |
CN108611494B (zh) * | 2018-05-16 | 2020-02-11 | 中南大学 | 一种砷碱渣资源化高效综合利用的方法 |
AU2021257437A1 (en) * | 2020-04-17 | 2022-11-17 | Glencore Technology Pty Limited | Sulphide oxidation in leaching of minerals |
WO2021207792A1 (en) * | 2020-04-17 | 2021-10-21 | Glencore Technology Pty Limited | Sulphide oxidation in leaching of minerals |
PT3940095T (pt) | 2020-07-16 | 2023-07-27 | Lhoist Rech Et Developpement Sa | Processo de oxidação de sulfureto alcalino e dispositivo para tratamento de minério refratário, particularmente minério refratário de ouro |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4559209A (en) * | 1982-10-25 | 1985-12-17 | Johannesburg Consolidated Investment Company Limited | Leaching refractory gold ores |
US5961940A (en) * | 1995-10-31 | 1999-10-05 | Boliden Ab | Method for the treatment of bismuth-containing sulphide ores or concentrates of such ore |
US20090293680A1 (en) * | 2006-03-28 | 2009-12-03 | Ian Christopher Ritchie | Processing of Metal Values from Concentrates |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
AU744356B2 (en) | 1998-09-21 | 2002-02-21 | M.I.M. Holdings Limited | Method for treating precious metal bearing minerals |
EP1171641B1 (en) | 1998-09-21 | 2005-08-10 | Mim Holdings Limited | Method for treating precious metal bearing minerals |
AU2002952490A0 (en) * | 2002-11-06 | 2002-11-21 | M.I.M. Holdings Limited | Reducing cyanide consumption in gold recovery from finely ground sulphide ores and concentrates |
ZA200705658B (en) * | 2004-12-15 | 2008-04-30 | Maelgwyn Mineral Services Afri | Extraction process for metals like gold and platinum including fine grindiing, pulping and oxygenating |
FI119438B (fi) * | 2005-05-03 | 2008-11-14 | Outokumpu Oy | Menetelmä arvometallien ja arseenin talteenottamiseksi liuoksesta |
US8888890B2 (en) * | 2011-10-06 | 2014-11-18 | Earth Renaissance Technologies, Llc | Ore leaching method for metals recovery |
-
2014
- 2014-10-21 MY MYPI2016701444A patent/MY173443A/en unknown
- 2014-10-21 AU AU2014339764A patent/AU2014339764B2/en active Active
- 2014-10-21 US US15/030,907 patent/US10190193B2/en active Active
- 2014-10-21 EA EA201691752A patent/EA031994B1/ru unknown
- 2014-10-21 PL PL14856763T patent/PL3060689T3/pl unknown
- 2014-10-21 PT PT148567639T patent/PT3060689T/pt unknown
- 2014-10-21 ES ES14856763T patent/ES2765678T3/es active Active
- 2014-10-21 RS RS20200014A patent/RS59766B1/sr unknown
- 2014-10-21 EP EP14856763.9A patent/EP3060689B1/en active Active
- 2014-10-21 CA CA2927461A patent/CA2927461C/en active Active
- 2014-10-21 WO PCT/AU2014/050297 patent/WO2015058257A1/en active Application Filing
-
2016
- 2016-04-14 DO DO2016000083A patent/DOP2016000083A/es unknown
Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4559209A (en) * | 1982-10-25 | 1985-12-17 | Johannesburg Consolidated Investment Company Limited | Leaching refractory gold ores |
US5961940A (en) * | 1995-10-31 | 1999-10-05 | Boliden Ab | Method for the treatment of bismuth-containing sulphide ores or concentrates of such ore |
US20090293680A1 (en) * | 2006-03-28 | 2009-12-03 | Ian Christopher Ritchie | Processing of Metal Values from Concentrates |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EP3060689B1 (en) | 2019-10-09 |
AU2014339764B2 (en) | 2017-10-12 |
PL3060689T3 (pl) | 2020-04-30 |
ES2765678T3 (es) | 2020-06-10 |
EP3060689A1 (en) | 2016-08-31 |
MY173443A (en) | 2020-01-25 |
RS59766B1 (sr) | 2020-02-28 |
EP3060689A4 (en) | 2017-06-14 |
DOP2016000083A (es) | 2016-08-15 |
AU2014339764A1 (en) | 2016-05-12 |
PT3060689T (pt) | 2020-01-16 |
US10190193B2 (en) | 2019-01-29 |
CA2927461C (en) | 2023-01-03 |
CA2927461A1 (en) | 2015-04-30 |
WO2015058257A1 (en) | 2015-04-30 |
US20160258038A1 (en) | 2016-09-08 |
NZ719038A (en) | 2020-11-27 |
EA201691752A1 (ru) | 2017-06-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA2349940C (en) | Method for treating precious metal bearing minerals | |
EA031994B1 (ru) | Выщелачивание минералов | |
CA2504934C (en) | Reducing cyanide consumption in gold recovery from finely ground sulphide ores and concentrates | |
WO2007074207A1 (en) | Method for recovering rare metals in a zinc leaching process | |
US4731114A (en) | Recovery of precious metals from refractory low-grade ores | |
CN1650036A (zh) | 铂族金属的提取工艺 | |
JP2011105969A (ja) | 含銅硫化物からの銀の回収方法 | |
JP2012214865A (ja) | 金の浸出方法 | |
US20230167525A1 (en) | Methods for recovering a precious metal from refractory ores by near-ambient alkaline pre-oxidation and complexation | |
CA2898420C (en) | Method for leaching gold from gold ore containing pyrite | |
AU2013204948B2 (en) | Pretreated gold ore | |
AU2004257842B2 (en) | Method for smelting copper concentrates | |
BG113021A (bg) | Окислително излугване под налягане на сулфидни суровини при ниско съдържание на твърди вещества и ниска киселинност | |
RU2749309C2 (ru) | Способ извлечения золота и меди из сульфидного золотомедного флотоконцентрата | |
AU2013100677A4 (en) | Method of pretreating gold ore | |
AU2013100642A4 (en) | Method of pretreating gold ore | |
NO134117B (ru) | ||
AU744356B2 (en) | Method for treating precious metal bearing minerals | |
RU2528300C2 (ru) | Способ переработки сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы | |
AU2013204872B2 (en) | Method for pretreating gold ore | |
Parga et al. | Cyanide and copper recovery from barren solution of the Merrill Crowe process | |
NZ719038B2 (en) | Leaching of minerals | |
EA026707B1 (ru) | Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного сырья | |
NO773850L (no) | Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater |