RU2033446C1 - Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates - Google Patents

Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2033446C1
RU2033446C1 RU93057761A RU93057761A RU2033446C1 RU 2033446 C1 RU2033446 C1 RU 2033446C1 RU 93057761 A RU93057761 A RU 93057761A RU 93057761 A RU93057761 A RU 93057761A RU 2033446 C1 RU2033446 C1 RU 2033446C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
silver
gold
solution
manganese
processing
Prior art date
Application number
RU93057761A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU93057761A (en
Inventor
Марат Ахмедович Меретуков
Александр Соломонович Мейерович
Сергей Анатольевич Карабач
Original Assignee
Марат Ахмедович Меретуков
Александр Соломонович Мейерович
Сергей Анатольевич Карабач
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Марат Ахмедович Меретуков, Александр Соломонович Мейерович, Сергей Анатольевич Карабач filed Critical Марат Ахмедович Меретуков
Priority to RU93057761A priority Critical patent/RU2033446C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2033446C1 publication Critical patent/RU2033446C1/en
Publication of RU93057761A publication Critical patent/RU93057761A/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: hydrometallurgical methods for processing silver-gold ores, concentrates and slimes in which noble metals are associated with manganese, copper, lead and nickel oxides. SUBSTANCE: method consists in treatment of initial ground material with acids (hydrochloric, sulfuric, nitric, bromhydric and hydroiodic acids) with introduction and/or maintenance of total concentration of manganese oxides in terms of manganese dioxide amounting to 3-6 mas. % in the presence of complexing agent (chloride-ion, bromide-ion, iodide-ion) at S: L=1:(4-5) at temperature of 343-363 K for 30-90 min with transfer of gold and silver into solution. Initial material containing manganese of lower oxidation degree is preliminarily calcined in air at temperature of 800-825 K. In case of processing gold-silver-containing material with silver content in excess of 1 kg per ton, first, selective leaching of silver is undertaken, and remaining solid phase with silver concentration of less than 1 kg per ton is directed for hydrometallurgical processing. Ion-exchange sorbents are introduced in pulp to simplify separation from solid phase. EFFECT: reduced power intensity, replaced toxic cyanide reagents, increased recovery of gold and silver from lean ores and concentrates, and recovery of metals of platinum group together with gold and silver. 13 cl

Description

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, а именно к гидрометаллургическим способам переработки золото- серебросодержащих материалов, например, упорных серебро-, золотосодержащих руд, в которых благородные металлы в виде мелкодисперсных частиц находятся в тесной ассоциации с невскрываемыми при измельчении плотными пленками, например марганцевых минералов, или в гравитационных концентратах, в которых благородные металлы представлены крупными частицами, или в шламах, содержащих мелкодисперсное золото и серебро в сочетании с оксидами меди, свинца и никеля. The invention relates to hydrometallurgy of precious metals, in particular to hydrometallurgical methods for processing gold-silver-containing materials, for example, refractory silver, gold-containing ores, in which the noble metals in the form of fine particles are in close association with dense films unexposed during grinding, for example manganese minerals, or in gravity concentrates, in which precious metals are represented by large particles, or in sludges containing finely divided gold and silver in combined with copper, lead and nickel oxides.

Техническим результатом изобретения является создание экологически безопасного процесса извлечения золота и серебра из руды, рудных концентратов и других упорных материалов путем замены традиционного цианидного процесса выщелачивания на использование минеральных кислот, в частности соляной, серной или азотной кислот, а также повышение технико-экономических показателей процесса за счет сокращения технологических операций и снижения энергоемкости. Кроме того, способ позволяет вовлечь в переработку бедные по содержанию благородных металлов руды и концентраты. The technical result of the invention is the creation of an environmentally friendly process for the extraction of gold and silver from ore, ore concentrates and other refractory materials by replacing the traditional cyanide leaching process with the use of mineral acids, in particular hydrochloric, sulfuric or nitric acids, as well as increasing the technical and economic parameters of the process for by reducing technological operations and reducing energy intensity. In addition, the method allows to involve in the processing of poor in the content of precious metals ores and concentrates.

Известен способ переработки упорных золотосодержащих руд, включающий цианирование с получением золотосодержащих цианистых растворов, их сгущение и извлечение из них золота, например, сорбцией с последующим получением золота электролизом или осаждением [1] Способ обеспечивает высокие показатели извлечения золота в раствор, но при этом используют высокотоксичные цианистые соединения в качестве основных реагентов. A known method of processing refractory gold-bearing ores, including cyanidation to obtain gold-containing cyanide solutions, thickening them and extracting gold from them, for example, by sorption followed by gold by electrolysis or precipitation [1] The method provides high rates of gold recovery in solution, but it uses highly toxic cyanide compounds as the main reagents.

Известен также способ переработки упорных золото- и серебросодержащих руд и концентратов, в которых золото ассоциируется с окисленными марганецсодержащими минералами. Переработка таких руд и концентратов прямым цианированием неэффективна, так как резко возрастают длительность процесса и расход реагентов из-за того, что при измельчении исходного материала золота практически не вскрывается. Для разрушения плотных оксидов марганца, которые тесно ассоциированы с золотом и серебром, или для перевода их в более пористые соединения типа MnO перед цианированием проводят хлорирующий обжиг при температуре 810оС, обработку руды сернистым газом или восстановительный обжиг при температуре 700оС [2] Недостатком способа является повышенная энергоемкость процесса, капитальные затраты на дополнительные операции по разрушению оксидов марганца для вскрытия золота и серебра перед цианированием и использование высокотоксичных реагентов.There is also a method of processing refractory gold and silver containing ores and concentrates in which gold is associated with oxidized manganese-containing minerals. Processing of such ores and concentrates by direct cyanidation is inefficient, since the process time and reagent consumption sharply increase due to the fact that when grinding the starting material, practically no gold is opened. For the destruction of solid manganese oxides, which are closely associated with gold and silver, or to transfer them in a porous compound MnO type before cyanidation is carried chloridizing roasting at a temperature of 810 ° C, treating the ore with sulfur dioxide or a reducing calcination at 700 ° C [2] The disadvantage of this method is the increased energy intensity of the process, capital costs for additional operations on the destruction of manganese oxides for opening gold and silver before cyanide and the use of highly toxic reagents.

Техническим результатом изобретения является упрощение процесса, снижение энергоемкости, исключение использования токсичных цианидных реагентов, а также повышение извлечения золота и серебра из бедных руд и концентратов, содержащих упорные окисленные, например, марганцевые минералы, ассоциированные с золотом и серебром. Кроме того, при реализации заявленного способа совместно с золотом и серебром выделяют и металлы платиновой группы. The technical result of the invention is to simplify the process, reduce energy intensity, eliminate the use of toxic cyanide reagents, as well as increase the recovery of gold and silver from poor ores and concentrates containing resistant oxidized, for example, manganese minerals associated with gold and silver. In addition, when implementing the inventive method, platinum group metals are isolated together with gold and silver.

Это достигается тем, что в способе переработки упорных серебро-, золотосодержащих материалов, руд и концентратов, включающем гидрометаллургическую обработку измельченного материала с переводом золота и серебра в раствор, отделение раствора от твердого остатка, извлечение золота и серебра из раствора в виде товарного продукта, согласно изобретению, гидрометаллургической обработке подвергают исходный измельченный материал при введении или поддержании в нем суммарной концентрации оксидов марганца в пересчете на двуокись марганца (пиролюзит) 3-6 мас. а гидрометаллургическую обработку ведут раствором минеральной кислоты, содержащим комплексообразователь с концентрацией 70-150 г/дм3; при этом гидрометаллургическую обработку проводят раствором соляной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя хлор-ион; гидрометаллургическую обработку ведут раствором серной кислоты; содержащим в качестве комплексообразователя хлор-ион; гидрометаллургическую обработку ведут раствором азотной кислоты; содержащим в качестве комплексообразователя хлор-ион; гидрометаллургическую обработку ведут раствором бромистоводородной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя бром-ион; гидрометаллургическую обработку ведут раствором иодистоводородной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя иод-ион; кроме того, гидрометаллургическую обработку ведут при Т:Ж, равном 1:(4-5), при температуре 343-363 К и времени 30-90 мин, а при переработке исходного материала, содержащего оксидные соединения марганца со степенью окисления ниже трех, для поддержания требуемой концентрации оксидов марганца в пересчете на диоксид марганца (пиролюзит) вводят пиролюзит или другие природные или синтезированные соединения марганца со степенью окисления выше трех и в качестве природных соединений марганца используют псилометан, манганит, броунит, гаусманит, квеселит, коронадит, криптомелан, тодорокит, франклинит, также при переработке исходного материала, содержащего преимущественно оксидные соединения марганца низших степеней окисления, материал предварительно обрабатывают до перевода низших оксидных соединений до высших до достижения суммарной концентрации высших оксидов 3-6 мас. в пересчете на пиролюзит, и обработку проводят обжигом на воздухе при температуре 800-825К, для упрощения отделения раствора от твердого остатка гидрометаллургическую обработку проводят при введении в пульпу ионообменных сорбентов или активированного угля; при переработке золото-, серебросодержащих материалов с концентрацией серебра более 1 кг/т проводят предварительное селективное выщелачивание серебра раствором серной кислоты до остаточного содержания серебра в твердой фазе не более 1 кг/т, а затем твердую фазу направляют на гидрометаллургическую обработку для извлечения золота и остаточного серебра.This is achieved by the fact that in the method of processing refractory silver-, gold-containing materials, ores and concentrates, including hydrometallurgical processing of crushed material with the conversion of gold and silver into a solution, separation of the solution from the solid residue, extraction of gold and silver from the solution in the form of a commodity product, according to According to the invention, the raw material is subjected to hydrometallurgical treatment by introducing or maintaining the total concentration of manganese oxides in terms of manganese dioxide (pyro lyuzit) 3-6 wt. and hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of mineral acid containing a complexing agent with a concentration of 70-150 g / dm 3 ; while the hydrometallurgical treatment is carried out with a hydrochloric acid solution containing chlorine ion as a complexing agent; hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of sulfuric acid; containing chlorine ion as a complexing agent; hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of nitric acid; containing chlorine ion as a complexing agent; hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of hydrobromic acid containing bromine as a complexing agent; hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of hydroiodic acid containing iodine ion as a complexing agent; in addition, hydrometallurgical treatment is carried out at T: G equal to 1: (4-5), at a temperature of 343-363 K and a time of 30-90 minutes, and during processing of the starting material containing manganese oxide compounds with an oxidation state below three, for maintaining the required concentration of manganese oxides in terms of manganese dioxide (pyrolusite), pyrolusite or other natural or synthesized manganese compounds with an oxidation state of more than three are introduced and psilomethane, manganite, brownite, gausmanite, keselite are used as natural manganese compounds, coronadite, cryptomelan, Todorokite, franklinite, also in the processing of the starting material containing predominantly manganese oxide compounds of lower oxidation states, the material is pretreated to transfer the lower oxide compounds to higher ones until the total concentration of higher oxides reaches 3-6 wt. in terms of pyrolusite, and the treatment is carried out by firing in air at a temperature of 800-825K, to simplify the separation of the solution from the solid residue, the hydrometallurgical treatment is carried out when ion-exchanged sorbents or activated carbon are introduced into the pulp; when processing gold-, silver-containing materials with a silver concentration of more than 1 kg / t, selective selective leaching of silver is carried out with a solution of sulfuric acid to a residual silver content in the solid phase of not more than 1 kg / t, and then the solid phase is sent to hydrometallurgical processing to extract gold and residual silver.

Сущность способа на примере использования реагентами соляной, серной, азотной кислот, содержащих в качестве комплексообразователя хлор-ион, заключается в следующем. При обработке измельченного исходного золото-, серебросодержащего материала (руда или концентрат), в котором поддерживают заданную (3-6 мас. в пересчете на пиролюзит) концентрацию оксидов марганца со степенью окисления выше трех, минеральной кислотой, содержащей комплексообразователь, происходит разложение окислов марганца и выделяется окислитель молекулярный хлор, который, в сочетании с комплексообразователем хлор-ионом в растворе, переводит в раствор золото и серебро. Так как процесс разложения высших оксидов марганца происходит во времени, то образующийся окислитель молекулярный хлор, также выделяется равномерно и также равномерно усваивается раствором, обеспечивая перевод золота и серебра в жидкую фазу. The essence of the method on the example of using reagents hydrochloric, sulfuric, nitric acids containing chlorine ion as a complexing agent is as follows. When processing the crushed initial gold-, silver-containing material (ore or concentrate), which maintains a predetermined (3-6 wt. In terms of pyrolyuzite) concentration of manganese oxides with an oxidation state higher than three, with a mineral acid containing a complexing agent, decomposition of manganese oxides and the oxidizing agent is molecular chlorine, which, in combination with the complexing agent chlorine ion in solution, converts gold and silver into the solution. Since the process of decomposition of higher manganese oxides takes place over time, the resulting molecular chlorine oxidizer is also released uniformly and is also evenly absorbed by the solution, ensuring the transfer of gold and silver into the liquid phase.

Иными словами скорость разложения высших оксидов марганца в растворе минеральной кислоты сопоставима со скоростью усвоения газообразного хлора раствором по реакции:
Au+3/2Cl2+Cl- ->>AuCl4 -.
In other words, the rate of decomposition of higher manganese oxides in a solution of mineral acid is comparable to the rate of assimilation of gaseous chlorine by a solution according to the reaction:
Au + 3 / 2Cl 2 + Cl - - >> AuCl 4 - .

Таким образом, процесс растворения золота и серебра идет без газообразных выбросов и экологически безопасен. Thus, the process of dissolving gold and silver is without gaseous emissions and environmentally friendly.

Заявленный способ вместо высокотоксичных цианидных реагентов использует растворы минеральных кислот с комплексообразующим ионом, помимо этого существенными факторами, повышающими технико-экономические показатели, является то, что при растворении золота в цианидных растворах концентрация Au в 1л не более 0,001 г, а в получаемых хлоридных растворах концентрация золота до 1 г/л, т.е. на три порядка выше; из цианидных растворов золото можно осадить или цинковой пылью, или алюминием, но при переработке бедных руд в результате получают сплав Au-Zn с содержанием золота не более 5% и дальнейший аффинаж имеет низкие показатели эффективности. The claimed method instead of highly toxic cyanide reagents uses solutions of mineral acids with a complexing ion, in addition, significant factors that increase technical and economic indicators is that when gold is dissolved in cyanide solutions, the concentration of Au in 1 liter is not more than 0.001 g, and in the resulting chloride solutions, the concentration gold up to 1 g / l, i.e. three orders of magnitude higher; gold can be precipitated from cyanide solutions with either zinc dust or aluminum, but in the processing of poor ores, Au-Zn alloy with a gold content of not more than 5% is obtained and further refining has low efficiency indicators.

Заявленный способ может быть применим к бедным рудам, где золото и серебро в виде мелкодисперсных частиц ассоциировано с упорными марганцевыми минералами. The claimed method can be applied to poor ores, where gold and silver in the form of fine particles are associated with refractory manganese minerals.

Преимуществом заявленного способа, примененного к этим объектам, является и то, что разрушение упорных компонентов руды для вскрытия мелкодисперсного золота осуществляют, используя окислительные свойства самих упорных компонентов оксидов марганца. Если золото-, серебросодержащие руды не содержат в достаточном количестве оксидов марганца высокой степени окисления, то дополнительное их введение можно осуществлять не в виде реактивного пиролюзита, а в виде часто встречающихся в природе минералов псилометана, манганита, браунита и др. An advantage of the claimed method applied to these objects is that the destruction of refractory ore components for opening finely dispersed gold is carried out using the oxidizing properties of the refractory components of manganese oxides themselves. If gold-, silver-containing ores do not contain a sufficient amount of manganese oxides of a high degree of oxidation, then their additional introduction can be carried out not in the form of reactive pyrolusite, but in the form of the often encountered in nature minerals psilomethane, manganite, brownite, etc.

Заявленный способ может быть использован в применении и к другим упорным золотосодержащим рудам, например пиритным, и к шламам электролиза меди. The claimed method can be used in application to other refractory gold-bearing ores, for example pyrite, and to copper electrolysis sludges.

Общее количество оксидов марганца, требуемых для эффективного извлечения золота и серебра (3-6 мас.), очень невелико, а получение богатых хлоридных растворов золота, сокращение объемов перерабатываемых растворов и селективное извлечение золота из них обеспечивают заявленному способу значительные преимущества перед всеми техническими решениями, характеризующими уровень техники. The total amount of manganese oxides required for the effective extraction of gold and silver (3-6 wt.), Is very small, and obtaining rich chloride solutions of gold, reducing the volume of processed solutions and selective extraction of gold from them provide the claimed method with significant advantages over all technical solutions, characterizing the prior art.

По заявленному способу полученные золото-, серебросодержащие растворы значительно сильнее загрязнены примесями, чем при цианидном селективном растворении золота, но при извлечении золота из полученных по заявленному способу более богатых по золоту растворов осаждение золота происходит селективно, так как примеси, перешедшие в раствор при обработке минеральными кислотами, не осаждаются вместе с золотом. Это сокращает объемы перерабатываемых растворов в 3-4 раза. According to the claimed method, the obtained gold-, silver-containing solutions are much more contaminated with impurities than with cyanide selective dissolution of gold, but when gold is extracted from the richer gold-rich solutions obtained by the claimed method, gold is precipitated selectively, since the impurities that passed into the solution during processing with mineral acids, do not precipitate with gold. This reduces the volume of processed solutions by 3-4 times.

Из полученных золотосодержащих хлоридных растворов для осаждения золота можно использовать любой восстановитель, например FeCl2 или FeSO4.From the obtained gold chloride solutions, any reducing agent, for example FeCl 2 or FeSO 4, can be used to precipitate gold.

При промышленной реализации в заявленном способе переработки золото-, серебросодержащих упорных, например, марганцевых руд и концентратов в качестве минеральных кислот целесообразнее использовать соляную, серную и азотную кислоты. Во всех случаях в качестве комплексообразователя используется хлор-ион, а результатом гидрометаллургической обработки является раствор хлорида золота/серебра. Из этого раствора золото/серебро извлекают, например, осаждением с использованием восстановителя. Но технический результат может быть достигнут и в том случае, если в качестве минеральных кислот использовать бромистоводородную и йодистоводородную кислоты с комплексообразователями ионов брома и йода соответственно. For industrial implementation in the claimed method of processing gold-, silver-containing refractory, for example, manganese ores and concentrates, it is more expedient to use hydrochloric, sulfuric and nitric acids as mineral acids. In all cases, chlorine ion is used as a complexing agent, and the result of hydrometallurgical treatment is a solution of gold / silver chloride. Gold / silver is recovered from this solution, for example, by precipitation using a reducing agent. But a technical result can also be achieved if hydrobromic and hydroiodic acids with complexing agents of bromine and iodine ions are used as mineral acids, respectively.

Таким образом, в промышленном масштабе оптимальным является использование соляной, серной и азотной кислот, но с точки зрения извлечения золота/серебра из упорных марганецсодержащих материалов, исключения предварительных пирометаллургических переделов, замены цианидных реагентов на нетоксичные, а также повышения технико-экономических показателей (сокращение объемов перерабатываемых растворов и получение растворов с более высокой концентрацией благородных металлов) использование всех указанных минеральных кислот дает сопоставимые результаты. Thus, on an industrial scale, it is optimal to use hydrochloric, sulfuric and nitric acids, but from the point of view of extracting gold / silver from refractory manganese-containing materials, excluding preliminary pyrometallurgical processes, replacing cyanide reagents with non-toxic ones, and also increasing technical and economic indicators (reduction of volumes processed solutions and obtaining solutions with a higher concentration of noble metals) the use of all these mineral acids gives comparable e results.

Кроме того, при цианидном растворении все платиновые металлы не растворяются и составляют безвозвратные потери, в то время как в заявленном способе при любом заявленном сочетании реагентов платиновые металлы переходят в раствор. In addition, during cyanide dissolution, all platinum metals do not dissolve and constitute irretrievable losses, while in the inventive method, with any claimed combination of reagents, platinum metals go into solution.

Заявленный способ позволяет перерабатывать золото-, серебросодержащие упорные руды и концентраты в достаточно широком диапазоне концентраций серебра в исходном материале. Но в случае, когда концентрация серебра более 1 кг на 1 т перерабатываемого материала, целесообразно предварительное его извлечение до остаточной концентрации до 1 кг на тонну перерабатываемого материала и после обеднения по серебру руды и концентраты направляют на гидрометаллургическую переработку, корректируя содержание оксидов марганца в пересчете на пиролюзит до 3-6 мас. The claimed method allows the processing of gold-, silver-containing refractory ores and concentrates in a fairly wide range of silver concentrations in the starting material. But in the case when the silver concentration is more than 1 kg per 1 ton of processed material, it is advisable to preliminarily extract it to a residual concentration of up to 1 kg per ton of processed material and, after silver depletion in silver, ores and concentrates are sent for hydrometallurgical processing, adjusting the content of manganese oxides in terms of pyrolusite up to 3-6 wt.

При переработке золото-, серебросодержащих марганцевых руд, в которых марганец представлен преимущественно в виде MnO, поддержание требуемой концентрации оксидов марганца высокой степени окисления можно осуществить окислением MnO до Mn3+ и Mn4+. Это можно осуществить, например, окислительным обжигом на воздухе. Такая операция в отличие от восстановительного, хлорирующего обжига не требует ни расхода реагентов, ни специальной аппаратуры, ни высоких температур. Такой прием поддержания требуемой концентрации оксидов марганца в пересчете на пиролюзит не усложняет технологическую схему, так как может быть совмещен, например, с процессом сушки материала после измельчения или перед ним.In the processing of gold-, silver-containing manganese ores, in which manganese is predominantly represented as MnO, maintaining the required concentration of high oxidation manganese oxides can be carried out by oxidizing MnO to Mn 3+ and Mn 4+ . This can be done, for example, by oxidative firing in air. Such an operation, unlike recovery, chlorination firing, does not require the consumption of reagents, nor special equipment, nor high temperatures. This technique of maintaining the required concentration of manganese oxides in terms of pyrolyusite does not complicate the technological scheme, since it can be combined, for example, with the drying process of the material after grinding or before it.

Введение или поддержание суммарной концентрации оксидов марганца в исходном материале 3-6% в пересчете на пиролюзит позволяет наиболее полно извлечь золото, серебро и платиновые металлы в раствор, практически не увеличивая при этом объем перерабатываемого материала. The introduction or maintenance of the total concentration of manganese oxides in the starting material of 3-6% in terms of pyrolusite allows the most complete extraction of gold, silver and platinum metals into the solution, practically without increasing the amount of processed material.

При уменьшении количества оксидов марганца в пересчете на пиролюзит менее 3 мас. снижается извлечение благородных металлов в раствор. Увеличение содержания оксидов марганца в пересчете на пиролюзит более 6 мас. не приводит к повышению извлечения благородных металлов. With a decrease in the amount of manganese oxides in terms of pyrolusite less than 3 wt. reduced recovery of precious metals in solution. The increase in the content of manganese oxides in terms of pyrolusite more than 6 wt. does not increase the recovery of precious metals.

Заявленное количество комплексообразователя (70-150 г/дм3) в растворе минеральной кислоты достаточно для образования окислителя, участвующего в реакции перевода благородных металлов в раствор с высокой степенью извлечения. Уменьшение количества комплексообразователя уменьшает степень разложения оксидов марганца и, как следствие, уменьшает извлечение благородных металлов в раствор. Увеличение количества комплексообразования выше 150 г/дм3 приводит к его непроизводительным затратам без увеличения степени извлечения благородных металлов.The claimed amount of complexing agent (70-150 g / dm 3 ) in a solution of mineral acid is sufficient for the formation of an oxidizing agent participating in the reaction of converting precious metals into a solution with a high degree of extraction. A decrease in the amount of complexing agent decreases the degree of decomposition of manganese oxides and, as a result, reduces the extraction of noble metals in solution. The increase in the number of complexation above 150 g / DM 3 leads to its unproductive costs without increasing the degree of extraction of precious metals.

Температурный интервал обжига (800-825К) определяет получение необходимого количества оксидов марганца высших степеней окисления (3-6 мас. в пересчете на пиролюзит). Уменьшение температуры не позволяет достигнуть необходимого содержания оксидов высшей степени окисления, а увеличение температуры непроизводительно увеличивает энергозатраты. The firing temperature range (800-825K) determines the receipt of the required amount of manganese oxides of higher oxidation states (3-6 wt. In terms of pyrolusite). A decrease in temperature does not allow to achieve the necessary oxide content of the highest oxidation state, and an increase in temperature unproductive increases energy consumption.

П р и м е р 1. 5 кг руды состава (мас.): Feобщ 2,24; Sобщ 2,0; SiO2 79,8; Al2O3 6,23; CaO 0,45; MgO 0,16; MnO2 5,89; Au 11,3 г/т, Ag 428,0 г/т, измельчали до крупности 70% 0,1 мм. Концентрацию диоксида марганца поддерживали усреднением состава перерабатываемого материала и обрабатывали раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона в растворе 105 г/дм3. Обработку вели при Т:Ж=1:4, температуре 350К и времени 60 мин. Полученную пульпу фильтровали и определяли содержание золота и серебра в растворе, которое составило 2,77 мг/дм золота и 94,16 мг/дм серебра. Извлечение золота в раствор составило 98% серебра 88,5% Из раствора осаждали золото и серебро путем введения сульфата двухвалентного железа; полученный после фильтрации, промывки и высушивания осадок содержал 22,1% суммы благородных металлов, при этом степень извлечения из раствора составила для золота 99,2% и для серебра 98,9% Полученный осадок является товарным концентратом для аффинажного производства, общее извлечение в концентрат для золота составило 97,2% а для серебра 87,5%
П р и м е р 2. 4 кг гравитационного концентрата крупностью 86% 0,15 мм и состава, мас. Cu 0,04; Pb 0,44; Feобщ 33,0; Sобщ 12,3; SiO2 17,2; Al2O3 3,56; As 16,0; CaO 0,88; MgO 1,13; Au 999 г/т; Ag 316 г/т, (Pt+Pd) 44 г/т, обжигали на воздухе при температуре 823К в течение 30 мин, после чего вводили марганецсодержащие минералы в количестве 4,5% (в пересчете на пиролюзит), гидрометаллургическую обработку и осаждение благородных металлов вели как в примере 1. Извлечение в раствор составило, мас. золото 99,4; серебро 97,2; платина и палладий 96,4. Извлечение в конечный продукт (осадок) составило, (мас.): золото 98,3; серебро 95,4; платина и палладий 92,1. Суммарное содержание благородных металлов в товарном концентрате 28%
П р и м е р 3. 500 г шлама медеэлектролитного производства состава, мас. Cu 7,3; Pb 0,2; Ni 1,3; As 2,7; Sb 4,2; St 3,4; Te 2,9; Au 8,6 кг/т; Ag 177,7 кг/т, обрабатывали концентрированной серной кислотой при Т:Ж=1:4, температуре 343К и времени выщелачивания 4 ч; в результате содержание серебра в кеке выщелачивания составило 0,9 кг/т. Кек первого выщелачивания смешивали с пиролюзитом (5 мас.) и обрабатывали раствором соляной кислоты как в примере 1. Извлечение в раствор составило мас. золото 99,3; серебро 97,0; извлечение в конечный продукт (осадок) составило, мас. золото 98,2; серебро 94,8, суммарное содержание благородных металлов в товарном концентрате 72,1%
П р и м е р 4. Условия примера 1, но гидрометаллургическую обработку вели бесфильтрационно, вводя в полученную пульпу сорбент активированный уголь фирмы "Норита" крупностью 0,5-1,2 мм в количестве 1,2 об. Уголь от пульпы отделяли грохочением и промывали, после чего десорбировали золото и серебро сернокислым раствором, содержащим тиомочевину. Осаждение золота и серебра из тиомочевинного раствора проводили щелочью, в результате получен осадок, содержащий 46% суммы золота и серебра, при этом извлечение золота в товарный концентрат составило 97,9% а серебра 96,8%
П р и м е р 5. 5 кг руды состава, мас. Feобщ 8,5; Sобщ 1,2; SiO2 74,5; Al2O3 5,2; CaO 0,23; MgO 0,08; MnO 4,8; Au 8,9 г/т; Ag 124 г/т, подвергали измельчению до 90% 0,1 мм, окислительному обжигу на воздухе при температуре 823К в течение 1 ч, далее обработку проводили, как в примере 1. Извлечение золота в раствор составило 98,2% серебра 91,0% извлечение золота в товарный концентрат, содержавший 21,7% суммы благородных металлов, составило 96,7% а серебра 88,7%
П р и м е р 6. 5 кг руды такого же состава и крупности, как в примере 1, обрабатывали раствором 3М H2SO4 и 3М NaCl с концентрацией хлор-иона в растворе 105 г/дм3, далее осаждение проводили как в примере 1. Извлечение золота в раствор составило 99,2% серебра 93,1% Извлечение золота в товарный концентрат (осадок), содержавший 22,7% суммы благородных металлов, составило 97,3% а серебра 91,4%
П р и м е р 7. 5 кг руды такого же состава и крупности, как в примере 1, обрабатывали раствором 4М HNO3 и 3М NаCl с концентрацией хлор-иона в растворе 105 г/дм3. Осаждение проводили как в примере 1. Извлечение золота в раствор составило 99,4% серебра 97,8% Извлечение золота в товарный концентрат (осадок), содержавший 24,1% суммы благородных металлов, составило 97,9% а серебра 94,2%
П р и м е р 8. 5 кг руды такого же состава и крупности, как в примере 1, обрабатывали раствором 3М НВr с концентрацией бром-иона в растворе 240 г/дм3, осаждение из раствора проводили как в примере 1. Извлечение золота в раствор составило 99,3% серебра 86,4% Извлечение золота в товарный концентрат (осадок), содержавший 20,4% суммы благородных металлов, составило 96,4% а серебра 84,6%
П р и м е р 9. 5 кг руды такого же состава и крупности, как в примере 1, обрабатывали раствором 3 МНJ с концентрацией йод-иона в растворе 130 г/дм2, осаждение из раствора проводили как в примере 1. Извлечение золота в раствор составило 99,2% серебра 86,5% Извлечение золота в товарный концентрат (осадок), содержащий 20,3% суммы благородных металлов составило 96,2% а серебра 84,7%
PRI me R 1. 5 kg of ore composition (wt.): Fe total 2.24; S total 2.0; SiO 2 79.8; Al 2 O 3 6.23; CaO 0.45; MgO 0.16; MnO 2 5.89; Au 11.3 g / t, Ag 428.0 g / t, was ground to a particle size of 70% 0.1 mm. The concentration of manganese dioxide was maintained by averaging the composition of the processed material and treated with a solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion in a solution of 105 g / dm 3 . Processing was carried out at T: W = 1: 4, a temperature of 350K and a time of 60 minutes. The resulting pulp was filtered and the gold and silver content in the solution was determined, which was 2.77 mg / dm gold and 94.16 mg / dm silver. The extraction of gold into the solution was 98% silver 88.5%. Gold and silver were precipitated from the solution by introducing ferrous sulfate; the precipitate obtained after filtration, washing and drying contained 22.1% of the amount of precious metals, while the degree of extraction from the solution was 99.2% for gold and 98.9% for silver. The obtained precipitate is a commodity concentrate for refining production, the total recovery in concentrate for gold it was 97.2% and for silver 87.5%
PRI me R 2. 4 kg of gravity concentrate with a particle size of 86% 0.15 mm and composition, wt. Cu 0.04; Pb 0.44; Fe total 33.0; S total 12.3; SiO 2 17.2; Al 2 O 3 3.56; As 16.0; CaO 0.88; MgO 1.13; Au 999 g / t; Ag 316 g / t, (Pt + Pd) 44 g / t, calcined in air at a temperature of 823 K for 30 min, after which 4.5% manganese-containing minerals were introduced (in terms of pyrolusite), hydrometallurgical treatment and noble precipitation metals were as in example 1. Extraction into the solution was, wt. gold 99.4; silver 97.2; platinum and palladium 96.4. Extraction to the final product (precipitate) was (wt.): Gold 98.3; silver 95.4; platinum and palladium 92.1. The total content of precious metals in commodity concentrate 28%
PRI me R 3. 500 g of sludge copper-electrolyte production composition, wt. Cu 7.3; Pb 0.2; Ni 1.3; As 2.7; Sb 4.2; St 3.4; Te 2.9; Au 8.6 kg / t; Ag 177.7 kg / t, was treated with concentrated sulfuric acid at T: W = 1: 4, a temperature of 343K and a leaching time of 4 hours; as a result, the silver content in the leach cake was 0.9 kg / t. The cake of the first leaching was mixed with pyrolusite (5 wt.) And treated with a solution of hydrochloric acid as in example 1. Extraction into the solution was wt. gold 99.3; silver 97.0; extraction in the final product (precipitate) was, wt. gold 98.2; silver 94.8, the total content of precious metals in the commodity concentrate 72.1%
PRI me R 4. The conditions of example 1, but the hydrometallurgical treatment was carried out without filtration, introducing into the resulting pulp sorbent activated carbon company Norita with a particle size of 0.5-1.2 mm in an amount of 1.2 vol. Coal from the pulp was separated by screening and washed, after which gold and silver were desorbed with a thiourea-containing sulfuric acid solution. The deposition of gold and silver from the thiourea solution was carried out with alkali; as a result, a precipitate was obtained containing 46% of the sum of gold and silver, while the extraction of gold into commodity concentrate was 97.9% and silver 96.8%
PRI me R 5. 5 kg of ore composition, wt. Fe total 8.5; S total 1.2; SiO 2 74.5; Al 2 O 3 5.2; CaO 0.23; MgO 0.08; MnO 4.8; Au 8.9 g / t; Ag 124 g / t, subjected to grinding to 90% 0.1 mm, oxidative calcination in air at a temperature of 823K for 1 h, then the processing was carried out as in example 1. The extraction of gold in solution was 98.2% silver 91.0 % gold recovery in commodity concentrate containing 21.7% of the amount of precious metals amounted to 96.7% and silver 88.7%
PRI me R 6. 5 kg of ore of the same composition and fineness as in example 1, was treated with a solution of 3M H 2 SO 4 and 3M NaCl with a concentration of chlorine ion in the solution of 105 g / DM 3 , then the deposition was carried out as in Example 1. The extraction of gold in solution was 99.2% silver 93.1%. The extraction of gold in a commodity concentrate (precipitate), containing 22.7% of the amount of precious metals, amounted to 97.3% and silver 91.4%
Example 7. 5 kg of ore of the same composition and fineness as in example 1, was treated with a solution of 4M HNO 3 and 3M NaCl with a concentration of chlorine ion in solution of 105 g / DM 3 . The deposition was carried out as in example 1. The extraction of gold in solution was 99.4% of silver 97.8%. The extraction of gold in a commodity concentrate (precipitate) containing 24.1% of the amount of precious metals was 97.9% and silver was 94.2%.
PRI me R 8. 5 kg of ore of the same composition and fineness as in example 1, was treated with a solution of 3M HBr with a concentration of bromine ion in a solution of 240 g / DM 3 , deposition from the solution was carried out as in example 1. Gold recovery 99.3% of silver 86.4% was extracted into the solution; Gold extraction into a commodity concentrate (precipitate) containing 20.4% of the amount of precious metals was 96.4% and silver was 84.6%
PRI me R 9. 5 kg of ore of the same composition and fineness as in example 1, was treated with a solution of 3 MJ with a concentration of iodine ion in the solution of 130 g / DM 2 , deposition from the solution was carried out as in example 1. Gold recovery 99.2% of silver 86.5% was extracted into the solution; Gold extraction into a commodity concentrate (precipitate) containing 20.3% of the amount of precious metals was 96.2% and silver was 84.7%

Claims (12)

1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ СЕРЕБРО-, ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ МАТЕРИАЛОВ, РУД И КОНЦЕНТРАТОВ, включающий гидрометаллургическую обработку измельченного материала с переводом золота и серебра в раствор, извлечение золота и серебра из раствора в виде товарного продукта, отличающийся тем, что гидрометаллургической обработке подвергают исходный материал при введении или поддержании в нем суммарной концентрации оксидов марганца в пересчете на диоксид марганца (пиролюзит) 3-6 мас. а гидрометаллургическую обработку ведут раствором минеральной кислоты, содержащим комплексообразователь с концентрацией 70-150 г/см3
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку проводят раствором соляной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя хлор-ион.
1. METHOD FOR PROCESSING RESISTANT SILVER-, GOLD-CONTAINING MATERIALS, ORES AND CONCENTRATES, including hydrometallurgical processing of crushed material with the conversion of gold and silver into solution, the extraction of gold and silver from solution in the form of a commodity product, characterized in that the hydrometallurgical processing is subjected to or maintaining in it the total concentration of manganese oxides in terms of manganese dioxide (pyrolusite) 3-6 wt. and hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of mineral acid containing a complexing agent with a concentration of 70-150 g / cm 3
2. The method according to claim 1, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out with a hydrochloric acid solution containing chlorine ion as a complexing agent.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку ведут раствором серной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя хлор-ион. 3. The method according to claim 1, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of sulfuric acid containing chlorine ion as a complexing agent. 4. Способ по п.4, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку ведут раствором азотной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя хлор-ион. 4. The method according to claim 4, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of nitric acid containing chlorine ion as a complexing agent. 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку ведут раствором бромистоводородной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя бром-ион. 5. The method according to claim 1, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of hydrobromic acid containing bromine as a complexing agent. 6. Способ по п.1, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку ведут раствором иодистоводородной кислоты, содержащим в качестве комплексообразователя иод-ион. 6. The method according to claim 1, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out with a solution of hydroiodic acid containing iodine ion as a complexing agent. 7. Способ по пп.1-6, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку ведут при Т Ж, равнрм 1 (4 5), при температуре 343 363 К и времени 30-90 мин. 7. The method according to claims 1-6, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out at T W, equal to 1 (4 5), at a temperature of 343 363 K and a time of 30-90 minutes 8. Способ по п.1, отличающийся тем, что при переработке исходного материала, содержащего оксидные соединения марганца со степенью окисления ниже трех, для поддержания требуемой концентрации оксидов марганца в пересчете на диоксид марганца (пиролюзит) вводят пиролюзит или другие природные или синтезированные соединения марганца со степенью окисления выше трех. 8. The method according to claim 1, characterized in that during the processing of the starting material containing manganese oxide compounds with an oxidation state below three, pyrolusite or other natural or synthesized manganese compounds are introduced to maintain the required concentration of manganese oxides in terms of manganese dioxide (pyrolusite) with an oxidation state above three. 9. Способ по п.8, отличающийся тем, что в качестве природных соединений марганца используют псилометан, манганит, браунит, гаусманит, квеселит, коронадит, криптомелан, тодорокит, франклинит. 9. The method according to claim 8, characterized in that psilomethane, manganite, brownite, hausmanite, queselite, coronadite, cryptomelan, todorocite, franklinite are used as natural manganese compounds. 10. Способ по п.1, отличающийся тем, что при переработке исходного материала, содержащего преимущественно оксидные соединения низщих степеней окисления, материал предварительно обрабатывают для получения более высоких степеней окисления марганца (3 и 4) до достижения суммарной концентрации высших оксидов 3 8 мас. в пересчете на пиролюзит. 10. The method according to claim 1, characterized in that when processing the starting material containing mainly oxide compounds of lower oxidation states, the material is pre-treated to obtain higher oxidation states of manganese (3 and 4) until a total concentration of higher oxides of 3 to 8 wt. in terms of pyrolusite. 11. Способ по пп.1 и 10, отличающийся тем, что исходный материал подвергают обжигу на воздухе при температуре 800-825 К. 11. The method according to PP.1 and 10, characterized in that the source material is subjected to calcination in air at a temperature of 800-825 K. 12. Способ по п.1, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку проводят при введении в пульпу ионообменных сорбентов или активированного угля. 12. The method according to claim 1, characterized in that the hydrometallurgical treatment is carried out when ion-exchanged sorbents or activated carbon are introduced into the pulp. 13. Способ по п.1, отличающийся тем, что при переработке золото-, серебросодержащих материалов с концентрацией серебра более 1 кг/т проводят предварительное селективное выщелачивание серебра раствором серной кислоты до остаточного содержания серебра в твердой фазе не более 1 кг/т. 13. The method according to claim 1, characterized in that during the processing of gold-, silver-containing materials with a silver concentration of more than 1 kg / t, selective selective leaching of silver is carried out by a solution of sulfuric acid to a residual silver content in the solid phase of not more than 1 kg / t.
RU93057761A 1993-12-23 1993-12-23 Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates RU2033446C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93057761A RU2033446C1 (en) 1993-12-23 1993-12-23 Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93057761A RU2033446C1 (en) 1993-12-23 1993-12-23 Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2033446C1 true RU2033446C1 (en) 1995-04-20
RU93057761A RU93057761A (en) 1996-01-27

Family

ID=20150919

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU93057761A RU2033446C1 (en) 1993-12-23 1993-12-23 Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2033446C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP1583848A1 (en) 2002-12-31 2005-10-12 Intec Ltd Recovering metals from sulfidic materials

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Меретуков М.А. и Орлов А.М. Металлургия благородных металлов (Зарубежный опыт) М.: Металлургия, 1991, с.125-193. *
2. Лодейщиков В.В. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973, с.204-209. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP1583848A1 (en) 2002-12-31 2005-10-12 Intec Ltd Recovering metals from sulfidic materials

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CA2511662C (en) Recovering metals from sulfidic materials
US4738718A (en) Method for the recovery of gold using autoclaving
Prasad et al. Modern trends in gold processing—overview
CA1290225C (en) Process for metal recovery and compositions useful therein
US5304359A (en) Dissolution of platinum group metals from materials containing said metals
US5114687A (en) Ammonia extraction of gold and silver from ores and other materials
RU2385959C1 (en) Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores
Harvey The hydrometallurgical extraction of zinc by ammonium carbonate: a review of the Schnabel process
US5308381A (en) Ammonia extraction of gold and silver from ores and other materials
US3988415A (en) Recovery of precious metal values from ores
CN105063361B (en) Method for comprehensively recovering valuable metal from copper anode slime
Jha Refractoriness of Certain Gold OrestoCyanidation: Probable Causes and Possible Solutions
Bhappu Hydrometallurgical processing of precious metal ores
CN110184454A (en) It mentions golden medicament and the extraction of gold process of golden medicament is mentioned using this
CN111057865A (en) Method for recovering gold and silver from high-arsenic gold concentrate
CN113528850B (en) Method for purifying gold by controlling potential
RU2627835C2 (en) Method of complex processing of pyritic raw materials
WO2002042503A1 (en) Recovery of precious metals from carbonaceous refractory ores
CN108950195B (en) Method for extracting valuable metals from zinc concentrate oxidizing slag by using chlorine-containing wastewater
RU2353679C2 (en) Metals extraction from sulfide materials
RU2033446C1 (en) Method for processing of rebellious silver-, gold-containing materials, ores and concentrates
KR0145346B1 (en) Extraction of precious metals from and other precious metals containing materials using halogen salts
Utkirova et al. METHOD FOR PROCESSING RESISTANT GOLD-CONTAINING ORES AND CONCENTRATES
JP2021025070A (en) Method of treating seleno sulfate solution
RU2763710C1 (en) Method for extracting gold from gold-containing flotation concentrate