RU2157855C2 - Method of gold recovery from gold-containing highly mineralized chloride solutions - Google Patents
Method of gold recovery from gold-containing highly mineralized chloride solutions Download PDFInfo
- Publication number
- RU2157855C2 RU2157855C2 RU98119425/02A RU98119425A RU2157855C2 RU 2157855 C2 RU2157855 C2 RU 2157855C2 RU 98119425/02 A RU98119425/02 A RU 98119425/02A RU 98119425 A RU98119425 A RU 98119425A RU 2157855 C2 RU2157855 C2 RU 2157855C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- flotation
- highly mineralized
- amount
- solutions
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Suspended Particles By Flocculating Agents (AREA)
- Removal Of Specific Substances (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к технологии гидрометаллургии благородных металлов и может быть применено на предприятиях, перерабатывающих калийные руды, для попутного извлечения золота из промышленных растворов. Калийные руды кроме основных компонентов (сильвин, галит) содержат водонерастворимые карбонатно-глинистые минералы (н.о.), а также микровключения благородных металлов /1/. The invention relates to the technology of hydrometallurgy of precious metals and can be applied at enterprises processing potash ores for the associated extraction of gold from industrial solutions. In addition to the main components (sylvin, halite), potassium ores contain water-insoluble carbonate-clay minerals (n.o.), as well as microinclusions of precious metals / 1 /.
По данным ГИРЕДМЕТа ~ 80% золота в калийных рудах присутствует в виде коллоидного золота. В хлорированной системе с высоким преобладанием Cl- образуются растворимые анионные комплексные ионы типа AuCl4 -, которые могут взаимодействовать с катионными ПАВ с получением малорастворимых сублатов, а также соосаждаться на поверхности положительно заряженных частиц карбонатов, силикатов, гидроокисей металлов и флотироваться анионными ПАВ. Эти малорастворимые в воде осадки, коллоиды, молекулы при наличии флотореагентов в условиях аэрации могут активно флотироваться. Возможно также образование неактивных комплексных соединений золота в присутствии органических кислот (гуминовые, фульвокислоты), которые имеют низкую флотоактивность.According to GIREDMET, ~ 80% of gold in potash ores is present in the form of colloidal gold. In a chlorinated system with a high Cl - predominance, soluble anionic complex ions of the AuCl 4 - type are formed , which can interact with cationic surfactants to produce poorly soluble sublates, and also coprecipitate on the surface of positively charged particles of carbonates, silicates, metal hydroxides and float with anionic surfactants. These poorly soluble precipitates, colloids, and molecules in the presence of flotation reagents under aeration conditions can actively float. It is also possible the formation of inactive complex gold compounds in the presence of organic acids (humic, fulvic acids), which have low flotation activity.
Наиболее близким по технической сущности является способ извлечения золота из золотосодержащих высокоминерализованных хлоридных растворов, включающих обработку растворов щелочью или соляной кислотой для достижения pH 5,8 - 7,2, реагентом восстановителем типа хлорида или сульфата Fe2+ и солями щелочных металлов диалкилдитиокарбаминовой кислоты для образования тонкодисперсных труднорастворимых комплексных соединений с последующим отстаиванием их и отделением золотосодержащего осадка /2/.The closest in technical essence is a method for the extraction of gold from gold-containing highly mineralized chloride solutions, including processing solutions with alkali or hydrochloric acid to achieve a pH of 5.8 - 7.2, a reagent such as chloride or Fe 2+ sulfate and alkali metal salts of dialkyldithiocarbamic acid to form finely dispersed sparingly soluble complex compounds with their subsequent sedimentation and separation of a gold-bearing precipitate / 2 /.
Недостатком данного способа является применение реагентов-регуляторов pH, ввод которых может отрицательно сказаться на процессах получения калийных продуктов, низкая селективность процесса осаждения и, как следствие, низкое содержание золота в осадке, низкая скорость процессов осаждения тонкодисперсных частиц. The disadvantage of this method is the use of pH adjusting reagents, the introduction of which can adversely affect the processes of obtaining potash products, the low selectivity of the precipitation process and, as a result, the low gold content in the precipitate, the low rate of deposition of fine particles.
Технический результат предлагаемого изобретения заключается в повышении извлечения золота из высокоминерализованных хлоридных растворов и получении более богатого по золоту концентрата. The technical result of the invention is to increase the extraction of gold from highly mineralized chloride solutions and obtain a richer in gold concentrate.
Технический результат изобретений достигается тем, что в способе извлечения золота из золотосодержащих высокоминерализованных хлоридных растворов путем обработки их реагентами и выделения золотосодержащего осадка, обрабатывают высокоминерализованные оборотные растворы флотационного и химического калийного производства с содержанием золота не менее 10 мкг/л - флотационные оборотные рассолы (I вариант) в начале флокулянтом на основе полиакриламида и ОЖК (Оксиэтилированные жирные кислоты (Деэмульгатор нефтяных эмульсий). - ТУ 38.101417-88) в массовом соотношении 1:2-3 в количестве 0,2 мг/л, 0,4-0,6 мг/л соответственно и разделяют флотацией, а затем очищенный раствор обрабатывают смесью бутиловых ксантогената и "Аэрофлота" в массовом соотношении 1:1 и в количестве 10-20 мгл с последующим выделением золотосодержащего концентрата флотацией, при этом для оборотных растворов химического калийного или карналлитового производства используется вторая стадия обработки (II вариант). The technical result of the inventions is achieved by the fact that in the method for extracting gold from gold-containing highly mineralized chloride solutions by treating them with reagents and isolating a gold-containing precipitate, highly mineralized working solutions of flotation and chemical potash production with a gold content of at least 10 μg / l are used - flotation working brines (I variant ) at the beginning with a flocculant based on polyacrylamide and fatty acids (ethoxylated fatty acids (demulsifier oil emulsions). - TU 38.101417-88) a mass ratio of 1: 2-3 in an amount of 0.2 mg / l, 0.4-0.6 mg / l, respectively, and separated by flotation, and then the purified solution is treated with a mixture of butyl xanthate and Aeroflot in a mass ratio of 1: 1 and in the amount of 10-20 mg, followed by the separation of the gold-containing concentrate by flotation, while the second processing stage (option II) is used for working solutions of chemical potash or carnallite production.
Способ осуществляется следующим образом. В качестве исходного материала используют оборотный раствор калийных фабрик (высокоминерализованный хлоридный раствор), например, флотационной фабрики БКРУ-2 ОАО "Уралкалий", представляющий собой насыщенный по KCl и NaCl раствор (при температуре 20 - 25oC плотность 1,235 - 1,236 кг/м3), содержащий золото в количестве не менее 10 мкг/л, а также взвешенные частицы минералов н.о. и солей в количестве 130 - 400 мг/л и ПАВ - реагенты, используемые для получения KCl. Оборотный раствор предварительно обрабатывают водными растворами реагентов (0,1% водным раствором полиакриламидного флокулянта в количестве 0,2 кг/л и 2% эмульсией ОЖК в количестве 0,4 - 0,6 мг/л) при перемешивании в течение 1 - 2 мин и проводят первую стадию флотации в пневматической машине колонного типа при удельном расходе воздуха 0,5 - 0,75 м3/м3 объема камеры. Продолжительность флотации 5 - 10 мин. Величина извлечения золота ~ 60 - 65%.The method is as follows. The starting material used is a potassium mill recycling solution (highly mineralized chloride solution), for example, the flotation factory BKRU-2 of OJSC Uralkali, which is a solution saturated with KCl and NaCl (at a temperature of 20 - 25 o C, density 1.235 - 1.236 kg / m 3 ) containing gold in an amount of not less than 10 μg / l, as well as suspended particles of minerals n.o. and salts in an amount of 130 - 400 mg / l; and surfactants are the reagents used to obtain KCl. The circulating solution is pre-treated with aqueous solutions of reagents (0.1% aqueous solution of polyacrylamide flocculant in an amount of 0.2 kg / l and 2% emulsion OFA in the amount of 0.4 - 0.6 mg / l) with stirring for 1 to 2 minutes and carry out the first flotation stage in a column-type pneumatic machine with a specific air flow rate of 0.5 - 0.75 m 3 / m 3 chamber volume. Duration of flotation is 5-10 minutes. The amount of gold recovery ~ 60 - 65%.
Для доизвлечения золота проводится вторая стадия флотации: обработка сульфгидрильными собирателями (1% водный раствор в количестве 10 - 20 г/м3 раствора 1-й стадии) при предварительном кондиционировании в течение 10 мин. Флотация осуществляется в тех же условиях, как 1-я стадия, в течение 20 - 25 мин.In order to recover gold, the second stage of flotation is carried out: treatment with sulfhydryl collectors (1% aqueous solution in an amount of 10 - 20 g / m 3 of a solution of the 1st stage) with preliminary conditioning for 10 minutes. Flotation is carried out under the same conditions as the 1st stage, for 20 to 25 minutes.
Пример 1. В механическую мешалку одновременно подают оборотный раствор флотационной фабрики БКРУ-2 с содержанием 0,076 мг/л (76 мкг/л) золота, флокулянт полиакриламид в количестве 0,2 мг/л в виде 0,1% водной эмульсии и ОЖК в количестве 0,6 мг/л в виде 2%-ной водной эмульсии. Перемешивание ведут 1 мин и подают материал на флотацию. Время флотации 10 мин. Раствор после первой стадии обрабатывают смесью бутиловых ксантогената и "Аэрофлота" (дитиофосфата) при массовом соотношении 1:1 в количестве 10 мг/л в виде 1% водной эмульсии. Перемешивают в течение 10 минут и подают раствор на вторую стадию флотации. Время флотации ~ 25 мин. Example 1. At the same time, a reverse solution of a flotation plant BKRU-2 with a content of 0.076 mg / l (76 μg / l) of gold, a flocculant polyacrylamide in an amount of 0.2 mg / l in the form of a 0.1% aqueous emulsion and an FFA in the amount of 0.6 mg / l in the form of a 2% aqueous emulsion. Mixing is carried out for 1 min and the material is fed to the flotation. Flotation time 10 min. The solution after the first stage is treated with a mixture of butyl xanthate and Aeroflot (dithiophosphate) in a mass ratio of 1: 1 in the amount of 10 mg / l in the form of a 1% aqueous emulsion. Stirred for 10 minutes and served the solution in the second stage of flotation. Flotation time ~ 25 min.
Результаты флотационного выделения (оп. 1) золота представлены в таблице. The results of flotation separation (op. 1) of gold are presented in the table.
Пример 2. В механическую мешалку одновременно подают оборотный раствор флотофабрики БКРУ-2 с содержанием 0,076 мг/л золота и смесь бутиловых ксантогената и "Аэрофлота" (дитиофосфата) при массовом соотношении 1:1 в количестве 20 мг/л в виде 1%-ной водной эмульсии. Перемешивают в течение 10 мин и подают материал на флотацию. Время флотации 25 мин. Результаты разделения (оп. 2) приведены в таблице. Example 2. At the same time, a BKRU-2 flotation factory solution containing 0.076 mg / l of gold and a mixture of butyl xanthate and Aeroflot (dithiophosphate) at a weight ratio of 1: 1 in an amount of 20 mg / l in the form of 1% are simultaneously fed into a mechanical mixer water emulsion. Stirred for 10 minutes and feed the material to the flotation. Flotation time 25 min. The separation results (op. 2) are shown in the table.
Пример 3. В механическую мешалку одновременно подают оборотный раствор химической фабрики БКПРУ-1 ОАО "Уралкалий", содержащий 0,099 мг/л золота и смесь бутиловых ксантогената и "Аэрофлота" (дитиофосфата) в виде 1% водной эмульсии при массовом соотношении 1:1 в количестве 20 мг/л. После перемешивания в течение 10 минут раствор поступает на флотацию. Время флотации 25 мин. Example 3. At the same time, a reverse solution of a chemical factory BKPRU-1 of Uralkali OJSC containing 0.099 mg / l of gold and a mixture of butyl xanthate and Aeroflot (dithiophosphate) in the form of a 1% aqueous emulsion with a mass ratio of 1: 1 in the amount of 20 mg / l. After stirring for 10 minutes, the solution enters the flotation. Flotation time 25 min.
Результаты анализа представлены в таблице (оп. 3). The results of the analysis are presented in the table (op. 3).
Список использованных источников
1. Сметанников А. Ф., Кудряшов А.И. Содержание и распределение золота, серебра и платины в сильвините Верхнекамского месторождения. - Геохимия, 1995, N 9, с. 1348 - 1350.List of sources used
1. Smetannikov A. F., Kudryashov A.I. The content and distribution of gold, silver and platinum in sylvinite of the Verkhnekamsk deposit. - Geochemistry, 1995, N 9, p. 1348 - 1350.
2. Заявка N 97102286/02 (002507). RU 2109827 C1 опубл. 27.04.98. Способ извлечения золота из золотосодержащих высокоминерализованных растворов производства калийных удобрений. Класс c 22 B 11/00. 2. Application N 97102286/02 (002507). RU 2109827 C1 publ. 04/27/98. The method of extracting gold from gold-containing highly mineralized solutions for the production of potash fertilizers. Class c 22 B 11/00.
3. Зеленов В.И. Методика исследования золото- и серебросодержащих руд. - М.: Недра, 1989, с. 309. 3. Zelenov V.I. Methodology for the study of gold and silver ores. - M .: Nedra, 1989, p. 309.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU98119425/02A RU2157855C2 (en) | 1998-10-26 | 1998-10-26 | Method of gold recovery from gold-containing highly mineralized chloride solutions |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU98119425/02A RU2157855C2 (en) | 1998-10-26 | 1998-10-26 | Method of gold recovery from gold-containing highly mineralized chloride solutions |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU98119425A RU98119425A (en) | 2000-06-27 |
RU2157855C2 true RU2157855C2 (en) | 2000-10-20 |
Family
ID=20211687
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU98119425/02A RU2157855C2 (en) | 1998-10-26 | 1998-10-26 | Method of gold recovery from gold-containing highly mineralized chloride solutions |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2157855C2 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103706464A (en) * | 2013-12-29 | 2014-04-09 | 北票市金海矿业有限公司 | Method for extracting gold from gold tailings |
RU2616646C1 (en) * | 2015-11-06 | 2017-04-18 | Федеральное государственное бюджетное научное учреждение "Федеральный исследовательский центр "Красноярский научный центр Сибирского отделения Российской академии наук" | Method of flotation concentration of agrillic gold-bearing rock |
-
1998
- 1998-10-26 RU RU98119425/02A patent/RU2157855C2/en not_active IP Right Cessation
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103706464A (en) * | 2013-12-29 | 2014-04-09 | 北票市金海矿业有限公司 | Method for extracting gold from gold tailings |
RU2616646C1 (en) * | 2015-11-06 | 2017-04-18 | Федеральное государственное бюджетное научное учреждение "Федеральный исследовательский центр "Красноярский научный центр Сибирского отделения Российской академии наук" | Method of flotation concentration of agrillic gold-bearing rock |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN104209183B (en) | A kind of beneficiation method of wulfenite | |
CN102753485B (en) | Auxiliary method for sulfide flotation | |
RU2483808C2 (en) | Method of flotation separation of carbon and sulphides in dressing of carbon-bearing sulphide and mixed ores | |
RU2157855C2 (en) | Method of gold recovery from gold-containing highly mineralized chloride solutions | |
US3844412A (en) | Depressing reagent for mineral flotation and method for its employment | |
RU2023734C1 (en) | Method of reprocessing of gold- and silver-containing ores | |
RU2135298C1 (en) | Copper-zinc concentrate separation process | |
RU2235796C1 (en) | Fine gold recovery method | |
SU1304893A1 (en) | Method of flotation of clayey-carbonate slurries from potassium-bearing ores | |
RU2294244C2 (en) | Method of concentration of sulfide copper and zinc ores | |
US2952358A (en) | Treatment of potash ores | |
RU2738883C1 (en) | Flotation dressing method of potassium ores | |
US2652150A (en) | Froth flotation of sylvinite ore | |
RU2601526C1 (en) | Combined method of rebellious lead-zinc ores processing | |
RU2060056C1 (en) | Method for flotation of copper-zinc sulfide ores containing noble metals | |
RU2004981C1 (en) | Method of flotation of copper-bearing ores | |
RU2480290C1 (en) | Method of dressing man-made mineral stock of nonferrous metals | |
RU2038860C1 (en) | Method of selective flotation of sulfide copper-zinc ores | |
RU2144435C1 (en) | Method of obtaining potassium chloride from potassium-containing ores | |
RU2038858C1 (en) | Method of flotation separation of cassiterite from ore | |
RU2046672C1 (en) | Bulk copper-zinc pyrite-containing concentrate floatation separation method | |
RU2096091C1 (en) | Flotation process for sulfide ores and concentrates containing faded ores, chalcopyrite, and pyrite | |
SU1424871A1 (en) | Method of flotation of phosphorus-containing ores in circulating water supply | |
RU2162017C1 (en) | Method of concentration of sulfide-apatite- magnetite ore with the use of circulating hard water treated with lime milk | |
US1334420A (en) | Process of concentrating ores |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20071027 |