RU2156820C1 - Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals - Google Patents
Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2156820C1 RU2156820C1 RU99106315A RU99106315A RU2156820C1 RU 2156820 C1 RU2156820 C1 RU 2156820C1 RU 99106315 A RU99106315 A RU 99106315A RU 99106315 A RU99106315 A RU 99106315A RU 2156820 C1 RU2156820 C1 RU 2156820C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- reducing agent
- matte
- calcium oxide
- gold
- silicate glass
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к пирометаллургической переработке концентратов благородных металлов. The invention relates to the field of metallurgy of precious metals, in particular to the pyrometallurgical processing of concentrates of precious metals.
В сырьевом балансе производства золота и серебра существенную долю составляют концентраты гравитационного обогащения, так называемые "золотые головки", получаемые при первичной переработке золотосодержащих руд. Указанные концентраты характеризуются высоким, до 60-80%, содержанием сульфидных и сульфоарсенидных компонентов, преимущественно пирита (FeS2) и арсенопирита (FeAsS). Содержание золота в концентратах составляет в среднем 5-10 %, серебра 2-10%. Золото находится в основном в виде природного золотосеребряного сплава с соотношением золота к серебру на уровне 3-4:1. Значительная доля серебра присутствует в форме сульфида типа Ag2S. Особенностью данных продуктов является относительно высокое содержание в них металлического железа и его оксидов, так называемый "железный скрап", образующийся в результате механического истирания деталей обогатительных установок, шаров и тросов. Суммарное содержание металлического железа и его оксидов в концентратах находится в пределах 5-30%.In the raw materials balance of gold and silver production, a significant share is made up of gravity concentration concentrates, the so-called "golden heads", obtained during the primary processing of gold-bearing ores. These concentrates are characterized by a high, up to 60-80%, content of sulfide and sulfoarsenide components, mainly pyrite (FeS 2 ) and arsenopyrite (FeAsS). The gold content in concentrates averages 5-10%, silver 2-10%. Gold is mainly in the form of a natural gold-silver alloy with a ratio of gold to silver at the level of 3-4: 1. A significant proportion of silver is present in the form of sulfide of the Ag 2 S type. A feature of these products is the relatively high content of metallic iron and its oxides in them, the so-called “iron scrap”, formed as a result of mechanical abrasion of parts of concentrators, balls and cables. The total content of metallic iron and its oxides in concentrates is in the range of 5-30%.
Известен способ переработки концентратов гравитационного обогащения, включающий окислительный обжиг материала при 500-700oC и последующую плавку огарка в смеси с содой, кварцевым песком и углеродистым восстановителем с получением золотосеребряного сплава и шлака /1/. Недостатками аналога являются образование большого количества токсичных газов и пылевозгонов при окислительном обжиге концентратов, потери благородных металлов с пылевозгонами и существенные, до 20%, потери серебра со шлаком при плавке огарка на железонатриевый шлак.A known method of processing concentrates of gravitational enrichment, including oxidative firing of the material at 500-700 o C and subsequent melting of the cinder in a mixture with soda, quartz sand and a carbon reducing agent to obtain a silver-silver alloy and slag / 1 /. The disadvantages of the analogue are the formation of a large number of toxic gases and dust combustors during oxidative roasting of concentrates, the loss of noble metals with dust ignition and significant, up to 20%, loss of silver with slag during smelting of cinder to iron-slag.
Известен способ переработки концентратов гравитационного обогащения, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому техническое решение /2/. A known method of processing concentrates of gravitational enrichment, which is taken as a prototype, as the closest to the claimed technical solution / 2 /.
По известному способу концентрат подвергают окислительному обжигу при 500-700oC, полученный огарок смешивают с содой, силикатным стеклом, бурой, глетом и углеродистым восстановителем, смесь плавят с получением веркблея и шлака. Продукты разделяют и веркблей затем купелируют на получение целевого золотосеребряного сплава.According to the known method, the concentrate is subjected to oxidative roasting at 500-700 o C, the resulting cinder is mixed with soda, silicate glass, borax, litharge and carbon reducing agent, the mixture is melted to obtain verkbleya and slag. The products are separated and verkbley then cupel to obtain the target gold-silver alloy.
Недостатками известного способа переработки концентратов гравитационного обогащения являются потери золота и серебра с пылевозгонами и загрязнение окружающей среды токсичными соединениями серы и мышьяка при окислительном обжиге концентратов. The disadvantages of the known method of processing concentrates of gravitational enrichment are the loss of gold and silver with dust sublimates and environmental pollution with toxic compounds of sulfur and arsenic during oxidative roasting of concentrates.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение эффективности технологии переработки концентратов гравитационного обогащения путем повышения степени извлечения благородных металлов в целевые сплавы и уровня экологической чистоты производства. The task to which the invention is directed is to increase the efficiency of the technology for processing concentrates of gravitational enrichment by increasing the degree of extraction of precious metals into target alloys and the level of environmental cleanliness of production.
Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в снижении потерь благородных металлов с пылевозгонами, значительного сокращения количества образующихся газов и пылевозгонов, а также извлечения основной доли золота и серебра в богатый золотосеребряный сплав непосредственно при разделительной плавке исходного концентрата гравитационного обогащения. The problem is solved due to the technical result, which consists in reducing losses of precious metals with dust sublimates, a significant reduction in the amount of gases and dust sublimates formed, as well as extracting the main share of gold and silver into a rich gold-silver alloy directly during separation melting of the initial gravity concentration concentrate.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки концентратов гравитационного обогащения, содержащих благородные металлы, включающем плавку материала с добавками силикатного стекла, буры, глета и углеродистого восстановителя с получением веркблея и шлака, охлаждение, разделение продуктов и последующее купелирование веркблея с получением целевого сплава благородных металлов, согласно изобретению перед плавкой материала на получение веркблея исходный концентрат гравитационного обогащения смешивают с металлическим железом, углеродистым восстановителем, силикатным стеклом, бурой и оксидом кальция, шихту плавят с получением металлического золотосеребряного сплава, первичного штейна и шлака. Продукты охлаждают и разделяют по естественной границе раздела. Первичный штейн затем дробят, смешивают с силикатным стеклом, бурой, глетом, углеродистым восстановителем, металлическим железом и оксидом кальция, шихту плавят с получением вторичного штейна. При этом исходный концентрат гравитационного обогащения, металлическое железо в виде порошка или стружки, углеродистый восстановитель, силикатное стекло, буру и оксид кальция смешивают при следующем соотношении компонентов в смеси, в мас.%:
Железо металлическое - 8-25
Углеродистый восстановитель - 0,5-1,0
Силикатное стекло - 7-20
Бура - 5,5-19
Оксид кальция - 2-5
Концентрат гравитационного обогащения - Остальное
Первичный штейн, силикатное стекло, буру, глет, углеродистый восстановитель, металлическое железо и оксид кальция смешивают при следующем соотношении компонентов в смеси, в мас.%:
Штейн первичный - 30-40
Силикатное стекло - 10-15
Глет - 25-35
Углеродистый восстановитель - 3-4
Железо металлическое - 2-4
Оксид кальция - 2-3
Бура - Остальное
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является введение операции разделительной плавки концентрата гравитационного обогащения и включение металлического железа и оксида кальция в состав шихты на плавку первичного штейна.The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing concentrates of gravitational enrichment containing precious metals, including the melting of the material with the addition of silicate glass, borax, glut and carbon reducing agent to produce verkbley and slag, cooling, separation of products and subsequent cupellation of verkbley to obtain the target alloy of precious metals, according to the invention, before melting the material to obtain verkbley source concentrate gravitational enrichment by mixing they are mixed with metallic iron, a carbon reducing agent, silicate glass, brown and calcium oxide, the mixture is melted to obtain a metallic gold-silver alloy, primary matte and slag. The products are cooled and separated along the natural interface. The primary matte is then crushed, mixed with silicate glass, brown, litharge, a carbon reducing agent, metallic iron and calcium oxide, the mixture is melted to obtain a secondary matte. In this case, the initial concentrate of gravitational enrichment, metallic iron in the form of powder or shavings, carbon reducing agent, silicate glass, borax and calcium oxide are mixed in the following ratio of components in the mixture, in wt.%:
Iron metal - 8-25
Carbon reducing agent - 0.5-1.0
Silicate glass - 7-20
Borax - 5.5-19
Calcium Oxide - 2-5
Gravity Concentrate - Else
Primary matte, silicate glass, borax, litharge, carbonaceous reducing agent, metallic iron and calcium oxide are mixed in the following ratio of components in the mixture, in wt.%:
Primary matte - 30-40
Silicate glass - 10-15
Glet - 25-35
Carbon Reducer - 3-4
Iron metal - 2-4
Calcium Oxide - 2-3
Bura - Rest
The difference between the proposed technical solution and the prototype is the introduction of the separating operation of the gravity concentration concentrate and the inclusion of metallic iron and calcium oxide in the composition of the charge for smelting primary matte.
Разделительная плавка исходного концентрата гравитационного обогащения с добавками металлического железа, углерода и флюсов обеспечивает извлечение основной доли благородных металлов в целевой золотосеребряный сплав и концентрирование серы и мышьяка в фазе первичного штейна. Последующая плавка первичного штейна в смеси с железом, глетом, углеродом и флюсами позволяет доизвлечь благородные металлы из штейна в веркблей, который затем купелируют с получением целевого серебряно-золотого сплава. Процессы плавки и купелирования, протекающие в конденсированных фазах, не сопровождаются значительными пылегазовыделениями, что в сравнении с прототипом характеризует заявляемый способ лучшими экологическими показателями и более высоким прямым извлечением благородных металлов в целевой сплав. Separation of the initial concentrate of gravitational enrichment with the addition of metallic iron, carbon and fluxes ensures the extraction of the main share of precious metals in the target gold-silver alloy and the concentration of sulfur and arsenic in the primary matte phase. Subsequent melting of the primary matte in a mixture with iron, litharge, carbon and fluxes makes it possible to recover precious metals from matte to verkbley, which is then cupellated to obtain the desired silver-gold alloy. The melting and cupellation processes occurring in the condensed phases are not accompanied by significant dust and gas emissions, which in comparison with the prototype characterizes the inventive method with better environmental performance and higher direct extraction of precious metals in the target alloy.
Физико-химическая сущность процесса разделительной плавки исходного концентрата гравитационного обогащения основывается на десульфуризующей способности металлического железа и ограниченной взаимной растворимости в жидком и твердом состоянии металлического золота, серебра и, соответственно, сульфидов и арсенидов железа типа FeS, FeAs. The physicochemical nature of the separation smelting process of the initial gravity concentration concentrate is based on the desulfurizing ability of metallic iron and the limited mutual solubility of metallic gold, silver and, accordingly, iron sulfides and arsenides of the type FeS, FeAs in the liquid and solid state.
При нагревании смеси исходного концентрата с железом, углеродом и флюсами происходит взаимодействие пирита, арсенопирита с железом по реакциям 1,2:
FeS2 + Fe ⇄ 2FeS (1)
FeAsS + Fe ⇄ FeS + FeAs (2)
Расплавляясь при температуре ~ 1100-1200oC моносульфид и моноарсенид железа образуют штейновую фазу расплава. Оксиды железа растворяются в легкоплавком шлаке на основе системы FenOm-SiO2-Na2O-B2O3-CaO. Основная доля золота и часть серебра образует металлический золотосеребряный сплав, который выделяется в виде самой тяжелой фазы расплава. Специальными исследованиями установлено, что в бинарных системах Au(Ag) - FeS(FeAs) существуют широкие области расслаивания на металлическую золотосеребряную и сульфоарсенидные фазы. В результате путем регулирования состава сульфоарсенидного расплава создаются условия методом ликвационного разделения отделять золото и серебро в металлическую фазу. Таким образом, при плавке исходного концентрата в смеси с металлическим железом, углеродом и флюсами образуются три конденсированных продукта - шлак, первичный штейн и золотосеребряный сплав, разделяющиеся по естественной границе раздела. Золотосеребряный сплав является целевым продуктом, шлак - условно-отвальным. Первичный штейн содержит в среднем около 1,0-1,5% золота и до 4-6% серебра, является промежуточным продуктом и подвергается обеднительной плавке.When the mixture of the starting concentrate with iron, carbon and fluxes is heated, pyrite, arsenopyrite and iron react with the
FeS 2 + Fe ⇄ 2FeS (1)
FeAsS + Fe ⇄ FeS + FeAs (2)
Melting at a temperature of ~ 1100-1200 o C, monosulfide and iron monoarsenide form the matte phase of the melt. Iron oxides are dissolved in low-melting slag based on the system Fe n O m- SiO 2 -Na 2 OB 2 O 3 -CaO. The main share of gold and part of silver forms a metallic gold-silver alloy, which is released in the form of the heaviest phase of the melt. Special studies have established that in binary systems Au (Ag) - FeS (FeAs) there are wide areas of delamination into metallic gold-silver and sulfoarsenide phases. As a result, by controlling the composition of the sulfo-arsenide melt, conditions are created by segregation of gold and silver to separate the metal phase. Thus, when the initial concentrate is smelted in a mixture with metallic iron, carbon, and fluxes, three condensed products are formed — slag, primary matte, and silver-gold alloy, which are separated by a natural interface. Gold-silver alloy is the target product, slag is conventional waste. Primary matte contains on average about 1.0-1.5% gold and up to 4-6% silver, is an intermediate product and is subjected to lean melting.
Процесс обеднительной плавки первичного штейна реализуется по механизму пирометаллургической экстракции и основан на ограниченной взаимной растворимости металлического свинца и, соответственно, моносульфида и моноарсенида железа и на экстрагирующей способности свинца в отношении золота и серебра. В смесь для плавки первичного штейна входят металлическое железо, глет (PbO), углеродистый восстановитель и шлакообразующие флюсы. Железо вводится с целью разложения сульфида серебра по реакции 3:
Ag2S + Fe ⇄ 2Ag + FeS (3)
Глет восстанавливается углеродом с образованием металлического свинца по реакции 4:
2PbO + C ⇄ 2Pb + CO2 (4)
Шлакообразующие флюсы - бура, силикатное стекло и оксид кальция - вводятся для образования легкоплавкой защитной покрышки и для перевода процесса восстановления оксида свинца в область более высоких температур с целью совмещения по температуре процесса плавления штейна (~850-1000oC) и движения из шлакового расплава капель жидкого свинца, что обеспечивает эффективный контакт фаз и экстракцию благородных металлов свинцом из штейна.The process of depletion of primary matte is carried out by the pyrometallurgical extraction mechanism and is based on the limited mutual solubility of metallic lead and, accordingly, iron monosulfide and mono-arsenide and on the extraction ability of lead in relation to gold and silver. The mixture for smelting primary matte includes metallic iron, litharge (PbO), a carbonaceous reducing agent, and slag-forming fluxes. Iron is introduced to decompose silver sulfide by reaction 3:
Ag 2 S + Fe ⇄ 2Ag + FeS (3)
Litharge is reduced by carbon to form metallic lead by reaction 4:
2PbO + C ⇄ 2Pb + CO 2 (4)
Slag-forming fluxes - borax, silicate glass and calcium oxide - are introduced to form a low-melting protective coating and to transfer the process of reducing lead oxide to higher temperatures in order to combine the matte melting process (~ 850-1000 o C) and the movement from the slag melt drops of liquid lead, which ensures effective phase contact and extraction of precious metals with lead from matte.
Набор и количество флюсов для плавки исходного концентрата гравитационного обогащения обеспечивает ошлакование шлакообразующих компонентов концентрата с образованием легкоплавкого шлака. Бура, силикатное стекло и оксид кальция берутся в примерном соотношении 4:4:1 соответственно, общее количество флюсов в шихте составляет 14,5-44%. Снижение расхода флюсов ниже заявляемого предела приводит к возрастанию температуры плавления шлаков и, соответственно, увеличению в них остаточного содержания золота и серебра. Увеличение содержания флюсов в шихте более 44% нецелесообразно, так как не улучшает показателей плавки. The set and quantity of fluxes for melting the initial concentrate of gravitational enrichment ensures slagging of the slag-forming components of the concentrate with the formation of low-melting slag. Borax, silicate glass and calcium oxide are taken in an approximate ratio of 4: 4: 1, respectively, the total number of fluxes in the charge is 14.5-44%. Reducing the consumption of fluxes below the claimed limit leads to an increase in the melting point of the slag and, accordingly, an increase in their residual content of gold and silver. An increase in the flux content in the charge of more than 44% is impractical, since it does not improve smelting performance.
Верхний и нижний предел содержания металлического железа в шихте обеспечивает при плавке концентратов, соответственно, с высоким и низким содержанием пирита и арсенопирита полноту процесса десульфуризации и образование устойчивых фаз моносульфида и моноарсенида железа. Выход за предельные содержания металлического железа в шихте приводит к возрастанию содержания благородных металлов в штейновой фазе и снижению извлечения их в целевой металлический сплав. При содержании железа ниже 8 % возрастает содержание золота и серебра в штейне в форме сульфидов. Превышение содержания железа за 25% приводит к образованию тугоплавкого металлизированного штейна также обладающего повышенной растворимостью в отношении металлического золота и серебра. The upper and lower limit of the metallic iron content in the charge provides for the smelting of concentrates, respectively, with a high and low pyrite and arsenopyrite content, the completeness of the desulfurization process and the formation of stable phases of iron monosulfide and mono arsenide. Going beyond the limit of metallic iron in the charge leads to an increase in the content of noble metals in the matte phase and a decrease in their extraction into the target metal alloy. When the iron content is below 8%, the content of gold and silver in matte in the form of sulfides increases. Exceeding the iron content by 25% leads to the formation of a refractory metallized matte that also has increased solubility in relation to metallic gold and silver.
Количество вводимого в шихту углеродистого восстановителя 0,5-1,0%, по опытным данным, обеспечивает восстановительную среду и предотвращает интенсивное окисление металлического железа при нагреве и плавке смеси. The amount of carbon reducing agent introduced into the charge is 0.5-1.0%, according to experimental data, provides a reducing environment and prevents intense oxidation of metallic iron during heating and melting of the mixture.
При переплавке первичного штейна шлакообразующие флюсы - бура, силикатное стекло и оксид кальция - берутся в примерном соотношении 4:4:1, при общем количестве в шихте 27-30%. Количество глета и углеродистого восстановителя в соотношении 9: 1 берется в количестве, обеспечивающем образование веркблея в массовом соотношении к штейну на уровне 1:1-1,5. Как показали специальные исследования, данное количество свинца обеспечивает достаточно полное извлечение золота и серебра в веркблей. При содержании глета в смеси ниже заявляемого предела велико остаточное содержание благородных металлов во вторичном штейне. Превышение содержания глета выше 35% не повышает существенно извлечение золота и серебра в веркблей и является перерасходом реагента. When primary matte is remelted, slag-forming fluxes - borax, silicate glass and calcium oxide - are taken in an approximate ratio of 4: 4: 1, with a total amount of 27-30% in the charge. The amount of carbon and reducing agent in a ratio of 9: 1 is taken in an amount that ensures the formation of verkbley in a mass ratio to matte at a level of 1: 1-1.5. As special studies have shown, this amount of lead provides a fairly complete extraction of gold and silver in verkbl. When the content of glute in the mixture below the claimed limit, the residual content of noble metals in the secondary matte is high. Exceeding the content of gleta above 35% does not significantly increase the recovery of gold and silver in verkbl and is an overrun of the reagent.
Количество железа в смеси на переплавку первичного штейна обеспечивает достаточную степень разложения сульфида серебра. При расходе железа менее 2% возрастает остаточное содержание серебра и золота во вторичном штейне, при содержании более 4% повышается температура плавления штейна, что также снижает извлечение благородных металлов в веркблей и в целом расстраивает процесс плавки. The amount of iron in the mixture for the smelting of primary matte provides a sufficient degree of decomposition of silver sulfide. With an iron consumption of less than 2%, the residual content of silver and gold in the secondary matte increases, with a content of more than 4%, the matte's melting point rises, which also reduces the recovery of precious metals in verkble and generally disrupts the smelting process.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного введением операции разделительной плавки концентрата гравитационного обогащения и включением железа и оксида кальция в состав шихты для плавки первичного штейна. Таким образом, заявляемое техническое решение соответствует критерию "новизна". A comparative analysis of the proposed method with the prototype shows that the claimed method differs from the known introduction of separating smelting concentrate gravitational enrichment and the inclusion of iron and calcium oxide in the composition of the charge for melting primary matte. Thus, the claimed technical solution meets the criterion of "novelty."
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию "изобретательский уровень" проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники. To prove compliance of the claimed invention with the criterion of "inventive step", a comparison was made with other technical solutions known from sources included in the prior art.
Заявляемый способ переработки концентратов гравитационного обогащения соответствует требованию "изобретательского уровня", так как обеспечивает значительное сокращение пылевозгонов и потерь благородных металлов с пылями. В результате повышается эффективность переработки золотосодержащих концентратов гравитационного обогащения, что не следует явным образом из известного уровня техники. The inventive method of processing concentrates of gravitational enrichment meets the requirement of "inventive step", as it provides a significant reduction in dust and the noble metal losses with dust. As a result, the efficiency of processing gold-bearing concentrates of gravitational enrichment is increased, which does not follow explicitly from the prior art.
Примеры использования заявляемого способа
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали концентраты гравитационного обогащения, так называемые "золотые головки", составы которых приведены в таблице 1.Examples of the use of the proposed method
For experimental verification of the proposed method used gravity concentration concentrates, the so-called "golden heads", the compositions of which are shown in table 1.
Приготовили пять шихт, каждая массой 100,0 г, три из которых соответствовали заявляемым, а две запредельным составам. Каждую шихту загружали в шамотовый тигель, расплавляли и выдерживали при температуре 1250oC в течение 60 минут в тигельной печи с силитовыми нагревателями. По окончании плавки тигли извлекали из печи и охлаждали. Охлажденные продукты - шлак, первичный штейн и золотосеребряный сплав выбивали из тигля, разделяли по естественной границе раздела, взвешивали и анализировали на содержание элементов пробирным и химическим методами анализа. Первичные штейны опытов А-1, Б-1 и В-1 дробили до крупности менее 5 мм и смешивали с добавками и флюсами. Приготовленные пять шихт, каждая массой 100,0 г, три из которых соответствовали заявляемым, а две запредельным составам, загружали в шамотовые тигли, расплавляли и выдерживали при температуре 1150oC в течение 60 минут в тигельной печи. По окончании плавки тигли извлекали из печи и охлаждали. Охлажденные продукты - шлак, вторичный штейн и веркблей выбивали из тигля, разделяли по естественной границе раздела, взвешивали и анализировали на содержание металлов пробирным и химическим методами анализа. Веркблей опытов А-1-1, Б-1-1 и В-1-1 купелировали на цементных капелях при температуре 900-950oC в муфельной печи с силитовыми нагревателями. Полученные серебряно-золотые сплавы взвешивали и анализировали на содержание золота и серебра пробирным методом анализа.Prepared five blends, each weighing 100.0 g, three of which corresponded to the claimed, and two of the transcendent compositions. Each charge was loaded into a chamotte crucible, melted and kept at a temperature of 1250 o C for 60 minutes in a crucible furnace with silica heaters. After melting, the crucibles were removed from the furnace and cooled. Cooled products - slag, primary matte and gold-silver alloy were knocked out of the crucible, separated by the natural interface, weighed and analyzed for element content by assay and chemical analysis methods. The primary mattes of experiments A-1, B-1 and B-1 were crushed to a particle size of less than 5 mm and mixed with additives and fluxes. Cooked five batch, each weighing 100.0 g, three of which corresponded to the claimed, and two exorbitant compositions were loaded into fireclay crucibles, melted and kept at a temperature of 1150 o C for 60 minutes in a crucible furnace. After melting, the crucibles were removed from the furnace and cooled. Cooled products - slag, secondary matte and verkbley were knocked out of the crucible, separated by a natural interface, weighed and analyzed for metal content by assay and chemical analysis methods. Verkbley experiments A-1-1, B-1-1 and V-1-1 were cupellated on cement drops at a temperature of 900-950 o C in a muffle furnace with silica heaters. The resulting silver-gold alloys were weighed and analyzed for gold and silver by assay analysis.
Данные по составам шихт, выходу продуктов плавки, содержанию в них золота, серебра и неблагородных элементов операций разделительной плавки концентратов гравитационного обогащения, обеднительной плавки первичных штейнов и купелирование веркблеев приведены соответственно в таблицах 2, 3, 4. Приведенные данные и расчеты показывают, что использование заявляемого способа примеры А (Б, В)-1-1 позволяют получать целевые сплавы БМ с содержанием золота и серебра в сумме 84,37-95,19%, при этом общее извлечение золота в сплавы составляет 99,68-99,82%, а серебра 96,18-98,26%. Data on the compositions of the blends, the yield of smelting products, the content of gold, silver and non-precious elements of separating operations of concentrates of gravitational enrichment, depletion of primary mattes and cupellation of verkbley are given in tables 2, 3, 4, respectively. The data and calculations show that the use The proposed method, examples A (B, C) -1-1 allow to obtain target BM alloys with a gold and silver content of 84.37-95.19% in total, while the total gold recovery in alloys is 99.68-99.82% , and silver 96.18-98.26%.
Пылевозгонов, связанных с диссоциацией пирита и арсенопирита при нагреве и плавке шихты практически не образуется, сера и мышьяк на 92-99% концентрируются во вторичном штейне. В этот же промпродукт извлекается 0,16-0,30% золота и 1,70-3,67% серебра. Dust exhalations associated with the dissociation of pyrite and arsenopyrite during heating and smelting of the charge practically do not form, sulfur and arsenic are concentrated by 92-99% in secondary matte. 0.16-0.30% of gold and 1.70-3.67% of silver are extracted into the same industrial product.
Плавка исходных концентратов гравитационного обогащения при расходе добавок и флюсов в шихте выше или ниже заявляемых пределов (примеры А-2, В-2, таблица 2) приводит к увеличению содержания золота и серебра в шлаке или первичном штейне и, соответственно, снижает извлечение БМ в целевой золотосеребряный сплав. Smelting the initial concentrates of gravitational enrichment at a flow rate of additives and fluxes in the charge above or below the declared limits (examples A-2, B-2, table 2) leads to an increase in the content of gold and silver in the slag or primary matte and, accordingly, reduces the extraction of BM in target gold silver alloy.
Результаты примеров Б-1-2, В-1-2 (таблица 3) показывают, что обеднительная плавка первичного штейна при содержании добавок и флюсов в шихте выше или ниже заявляемых пределов также приводит к возрастанию содержания золота и серебра в шлаке и вторичном штейне, уменьшает извлечение золота и серебра в веркблей и, соответственно, в целевой серебряно-золотой сплав. The results of examples B-1-2, B-1-2 (table 3) show that the depletion of the primary matte when the content of additives and fluxes in the mixture above or below the claimed limits also leads to an increase in the content of gold and silver in the slag and secondary matte, reduces the recovery of gold and silver in werkbley and, accordingly, in the target silver-gold alloy.
Пример использования способа-прототипа
Для сравнения показателей заявляемого способа и способа-прототипа провели опыт переработки концентрата гравитационного обогащения "Б" в соответствии с операциями и режимами прототипного способа.An example of using the prototype method
To compare the performance of the proposed method and the prototype method, an experiment was conducted processing gravity concentration concentrate "B" in accordance with the operations and modes of the prototype method.
Получаемые в опыте продукты анализировали на содержание золота, серебра и примесей пробирным и химическим методами анализа. The products obtained in the experiment were analyzed for the content of gold, silver and impurities by assay and chemical analysis methods.
Для проведения операции окислительного обжига использовали муфельную электрическую печь сопротивления, вентиляционная система которой снабжена специальной камерой пылеулавливания. For the operation of oxidative firing, a muffle electric resistance furnace was used, the ventilation system of which is equipped with a special dust collection chamber.
Взяли 100,0 г концентрата "Б" крупностью частиц менее 1,0 мм, засыпали материал в противень из нержавеющей стали слоем высотой 8-10 мм и поместили противень в печь, предварительно разогретую до 500oC. При данной температуре концентрат с периодическим перегребанием для предотвращения спекания и ограниченным доступом воздуха обжигали в течение двух часов. Затем температуру в печи подняли до 700oC и при более полном доступе воздуха и периодическом перегребании обжигали материал два часа. В результате операции обжига получили 57,3 г огарка концентрата, 11,5 г пылевозгонов и диоксид серы, выделившийся в газовую фазу, расчетное количество которого составило 63,0 г. Огарок концентрата "Б" содержал, в мас.%: 15,85 Au; 13,47 Ag; 68,1 Fe2O3. Пылевозгоны содержали, в мас.%: 1,90 Au; 6,80 Ag; 48,8 As2O3; 36,4 Fe2O3; 2,1 Sb2O3.We took 100.0 g of concentrate "B" with a particle size of less than 1.0 mm, filled the material into a stainless steel baking sheet with a layer 8-10 mm high and placed the baking sheet in a furnace preheated to 500 o C. At this temperature, the concentrate with periodic raking to prevent sintering and limited air access, they were fired for two hours. Then the temperature in the furnace was raised to 700 o C and with more complete access of air and periodic burial, the material was fired for two hours. As a result of the firing operation, 57.3 g of cinder concentrate, 11.5 g of pulverized fumes and sulfur dioxide released into the gas phase were obtained, the calculated amount of which was 63.0 g. The concentrate B cinder contained, in wt.%: 15.85 Au; 13.47 Ag; 68.1 Fe 2 O 3 . Dust collectors contained, in wt.%: 1.90 Au; 6.80 Ag; 48.8 As 2 O 3 ; 36.4 Fe 2 O 3 ; 2.1 Sb 2 O 3 .
Полученный огарок массой 57,3 г смешали с флюсами и добавками - 50,0 г соды; 45,0 г стекла; 70,0 буры; 5,5 г глета и 1,5 г древесного угля. Шихту загрузили в шамотовый тигель и проплавили при температуре 1250oC с выдержкой в течение 60 минут. Охлажденные продукты разделили и взвесили. При этом получили 149,3 г шлака и 22,5 г веркблея. Шлак содержал, в мас.%: 0,002 Au; 0,005 Ag; 0,07 Pb; 25,5 Fe. Содержание металлов в веркблее составило, в мас. %: 40,35 Au; 34,27 Ag; 22,2 Pb; 2,9 Fe.The resulting cinder weighing 57.3 g was mixed with fluxes and additives - 50.0 g of soda; 45.0 g of glass; 70.0 drills; 5.5 g of glute and 1.5 g of charcoal. The mixture was loaded into a chamotte crucible and melted at a temperature of 1250 o C with exposure for 60 minutes. Chilled products were divided and weighed. In this case, 149.3 g of slag and 22.5 g of verkbley were obtained. Slag contained, in wt.%: 0.002 Au; 0.005 Ag; 0.07 Pb; 25.5 Fe. The metal content in verkbley was, in wt. %: 40.35 Au; 34.27 Ag; 22.2 Pb; 2.9 Fe.
Веркблей затем прокупелировали на цементной капели в муфельной печи при температуре 950-1000oC и получили 16,9 г целевого золотосеребряного сплава.Werkbley was then cured in a cement droplet in a muffle furnace at a temperature of 950-1000 o C and received 16.9 g of the target gold-silver alloy.
Данные по содержанию и распределению золота и серебра в конечных продуктах опыта приведены в таблице 5, сравнение достигнутых показателей от использования заявляемого и известного способов представлено в таблице 6. Data on the content and distribution of gold and silver in the final products of the experiment are shown in table 5, a comparison of the achieved indicators from the use of the claimed and known methods is presented in table 6.
Таким образом, данные таблицы 6 показывают, что использование заявляемого способа переработки концентратов гравитационного обогащения позволяет практически полностью исключить выбросы в газовую фазу диоксида серы и ликвидировать образование большого количества пылевозгонов, содержащих токсичный триоксид мышьяка, что в итоге положительно влияет на экологическое состояние производства. За счет ликвидации образования пылевозгонов обжига, содержащих БМ, повышается прямое извлечение благородных металлов в целевые сплавы, золота в среднем на 2% и серебра на 6,5%. Thus, the data in table 6 show that the use of the proposed method for processing concentrates of gravitational enrichment can almost completely eliminate emissions of sulfur dioxide in the gas phase and eliminate the formation of a large number of dust sublimates containing toxic arsenic trioxide, which ultimately positively affects the environmental state of production. Due to the elimination of the formation of firing dust-fumes containing BM, the direct extraction of precious metals into target alloys increases, gold by an average of 2% and silver by 6.5%.
Для доказательства критерия "промышленное применение" следует указать, что заявляемый способ планируется испытать на ряде золотодобывающих предприятий России в течение 1999-2000 годов. To prove the criterion of "industrial use", it should be indicated that the inventive method is planned to be tested at a number of gold mining enterprises in Russia during 1999-2000.
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИ
1. Патент СССР N 1649815 А1, кл. C 22 B 11/02, 1989.SOURCES OF INFORMATION
1. USSR patent N 1649815 A1, cl. C 22 B 11/02, 1989.
2. И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев, В.Ф.Борбат и др. Металлургия благородных металлов.- М.: Металлургия, 1987.- c. 294 - 296 - прототип. 2. I.N. Maslenitsky, L.V. Chugaev, V.F. Borbat and others. Metallurgy of precious metals. - M.: Metallurgy, 1987.- c. 294 - 296 - prototype.
Claims (2)
Железо металлическое - 8 - 25
Углеродистый восстановитель - 0,5 - 1
Силикатное стекло - 7 - 20
Бура - 5,5 - 19
Оксид кальция - 2 - 5
Концентрат гравитационного обогащения - Остальное
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что первичный штейн, силикатное стекло, глет, углеродистый восстановитель, железо металлическое, оксид кальция и буру смешивают при следующем соотношении компонентов в смеси, мас.%:
Штейн первичный - 30 - 40
Силикатное стекло - 10 - 15
Глет - 25 - 35
Углеродистый восстановитель - 3 - 4
Железо металлическое - 2 - 4
Оксид кальция - 2 - 3
Бура - Остальное2. The method according to claim 1, characterized in that the gravity concentration concentrate, metallic iron, carbon reducing agent, silicate glass, borax and calcium oxide are mixed in the following ratio of components in the mixture, wt.%:
Iron metal - 8 - 25
Carbon reducing agent - 0.5 - 1
Silicate glass - 7 - 20
Borax - 5.5 - 19
Calcium Oxide - 2 - 5
Gravity Concentrate - Else
3. The method according to claim 1, characterized in that the primary matte, silicate glass, litharge, carbonaceous reducing agent, metallic iron, calcium oxide and borax are mixed in the following ratio of components in the mixture, wt.%:
Primary matte - 30 - 40
Silicate glass - 10 - 15
Glet - 25 - 35
Carbon Reducer - 3 - 4
Iron metal - 2 - 4
Calcium Oxide - 2 - 3
Bura - Rest
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99106315A RU2156820C1 (en) | 1999-03-29 | 1999-03-29 | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99106315A RU2156820C1 (en) | 1999-03-29 | 1999-03-29 | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2156820C1 true RU2156820C1 (en) | 2000-09-27 |
Family
ID=20217784
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99106315A RU2156820C1 (en) | 1999-03-29 | 1999-03-29 | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2156820C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2457263C1 (en) * | 2011-04-01 | 2012-07-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ФГБОУ ВПО "ИрГТУ") | Treatment method of sulphide concentrates containing precious metals |
| EP3363918A4 (en) * | 2015-10-16 | 2019-06-12 | Cárdenas Arbieto, Francisco Javier | Method for extracting metals from concentrated sulphurated minerals containing metals by direct reduction with regeneration and recycling of the reducing agent, iron, and of the flux, sodium carbonate |
| RU2755136C1 (en) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
-
1999
- 1999-03-29 RU RU99106315A patent/RU2156820C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| БАРЫШНИКОВ И.Ф. Пробоотбирание и анализ благородных металлов. - М.: Металлургия, 1978, с. 431. * |
| МАСЛЕНИЦКИЙ И.Н. и др. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987, с. 294 - 296. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2457263C1 (en) * | 2011-04-01 | 2012-07-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ФГБОУ ВПО "ИрГТУ") | Treatment method of sulphide concentrates containing precious metals |
| EP3363918A4 (en) * | 2015-10-16 | 2019-06-12 | Cárdenas Arbieto, Francisco Javier | Method for extracting metals from concentrated sulphurated minerals containing metals by direct reduction with regeneration and recycling of the reducing agent, iron, and of the flux, sodium carbonate |
| RU2755136C1 (en) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN100392123C (en) | Recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| US3902890A (en) | Refining silver-bearing residues | |
| US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| RU2156820C1 (en) | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals | |
| US4891060A (en) | Process for the recovery of gold using plasma | |
| EP0489591A1 (en) | Method for treatment of zinc-containing by-products and waste materials | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| GB2196649A (en) | Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper | |
| RU2395598C1 (en) | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides | |
| AU2022316599A1 (en) | Treatment of zinc leach residue | |
| CA1153561A (en) | Separation of antimony | |
| RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
| US5443614A (en) | Direct smelting or zinc concentrates and residues | |
| RU2485189C1 (en) | Method for processing of oxidised gold-arsenious ores | |
| RU2215802C2 (en) | Method of processing concentrates containing noble metals | |
| RU2025521C1 (en) | Method to process refractory gold-bearing sulfide raw material | |
| RU2259410C1 (en) | Method of recovering gold from gold ore concentrates | |
| RU2434063C1 (en) | Procedure for determination of gold in ore and concentrates | |
| RU2081195C1 (en) | Method of continuous processing of mixed copper-containing raw material | |
| RU2099435C1 (en) | Pyrometallurgical method for recovering precious metals out of gravity concentrates | |
| RU2114203C1 (en) | Method of recovering precious metals from silver-containing concentrates | |
| Blaskovich | Elemental distribution of lime-roasted lead smelter speiss in a copper matte-slag system | |
| RU2506329C1 (en) | Processing method of sulphide concentrates containing precious metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140330 |