RU2174155C1 - Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates and device for method embodiment - Google Patents
Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates and device for method embodimentInfo
- Publication number
- RU2174155C1 RU2174155C1 RU2000123628A RU2000123628A RU2174155C1 RU 2174155 C1 RU2174155 C1 RU 2174155C1 RU 2000123628 A RU2000123628 A RU 2000123628A RU 2000123628 A RU2000123628 A RU 2000123628A RU 2174155 C1 RU2174155 C1 RU 2174155C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- melt
- silver
- smelting
- electrodes
- furnace
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 34
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 31
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 31
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title abstract description 9
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title abstract description 8
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 27
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 18
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 18
- REDXJYDRNCIFBQ-UHFFFAOYSA-N aluminium(3+) Chemical class [Al+3] REDXJYDRNCIFBQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 18
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 13
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims abstract description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 10
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 7
- 230000001590 oxidative Effects 0.000 claims abstract description 5
- 230000000737 periodic Effects 0.000 claims abstract description 3
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 claims abstract description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 25
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 20
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 18
- 238000011068 load Methods 0.000 claims description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 7
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 claims description 5
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N silicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract description 2
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 235000013312 flour Nutrition 0.000 abstract 1
- PMYUVOOOQDGQNW-UHFFFAOYSA-N hexasodium;trioxido(trioxidosilyloxy)silane Chemical compound [Na+].[Na+].[Na+].[Na+].[Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])([O-])O[Si]([O-])([O-])[O-] PMYUVOOOQDGQNW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 14
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 8
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 7
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-N Carbonic acid Chemical compound OC(O)=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000000034 method Methods 0.000 description 5
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 4
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 4
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L Magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 3
- 239000011776 magnesium carbonate Substances 0.000 description 3
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000001187 sodium carbonate Substances 0.000 description 3
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L Calcium fluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 2
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N Sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 2
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium monoxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 2
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 2
- -1 gold-silver Chemical compound 0.000 description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 2
- 229910052904 quartz Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910001316 Ag alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- APVPOHHVBBYQAV-UHFFFAOYSA-N N-(4-aminophenyl)sulfonyloctadecanamide Chemical compound CCCCCCCCCCCCCCCCCC(=O)NS(=O)(=O)C1=CC=C(N)C=C1 APVPOHHVBBYQAV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010411 cooking Methods 0.000 description 1
- 230000001186 cumulative Effects 0.000 description 1
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 description 1
- 238000009432 framing Methods 0.000 description 1
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N iron-sulfur Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002923 metal particle Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 description 1
- OGFYIDCVDSATDC-UHFFFAOYSA-N silver silver Chemical compound [Ag].[Ag] OGFYIDCVDSATDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 238000004642 transportation engineering Methods 0.000 description 1
- 238000003466 welding Methods 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к извлечению благородных металлов из серебросодержащих концентратов, и может быть использовано для прямой пирометаллургической переработки больших объемов серебросодержащих флотационных концентратов. The invention relates to metallurgy, in particular to the extraction of precious metals from silver-containing concentrates, and can be used for direct pyrometallurgical processing of large volumes of silver-containing flotation concentrates.
Известны способы переработки серебросодержащих концентратов в медном и свинцовом производстве [1]. Known methods of processing silver-containing concentrates in copper and lead production [1].
В известных способах серебросодержащие концентраты используются в качестве кислых флюсов при конвертировании медных штейнов или при шахтной плавке свинцовых концентратов. При этом благородные металлы коллектируются штейном или черновым свинцом и извлекаются в процессе их переработки. In the known methods, silver-containing concentrates are used as acid fluxes when converting matte or in the mine smelting of lead concentrates. At the same time, precious metals are collected by matte or blister lead and extracted during their processing.
Недостатками известных способов являются большие транспортные расходы, связанные с доставкой серебросодержащих концентратов на металлургические заводы, а также значительные потери благородных металлов, вызванные многооперационностью медного и свинцового производства. The disadvantages of the known methods are the high transportation costs associated with the delivery of silver-containing concentrates to metallurgical plants, as well as significant losses of precious metals caused by multioperation of copper and lead production.
В связи с этим большое значение приобретает возможность прямой пирометаллургической переработки серебросодержащих концентратов непосредственно на месте их получения. In this regard, the possibility of direct pyrometallurgical processing of silver-containing concentrates directly at the place of their production is of great importance.
Известен способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов [2]. A known method of extracting precious metals from silver-containing concentrates [2].
В известном способе флотационный концентрат Дукатского ГОКа химического состава, мас.%: SiO2 - 56,00; Al2O3 - 8,00; Fe2O3 - 9,80; CaO - 2,46; MgO - 4,13; Na2O - 4,85; Pb - 2,95; Cu - 1,21; Zn - 3,10; As - 0,15; Ag - 20158 г/т; Au - 19,9 г/т подвергался сульфатизирующему обжигу до соотношения сульфидной серы к сульфатной, равного 1:2-1:3. Полученный огарок плавился с флюсом, состоящим из технической соды и флюорита в соотношении огарок : сода : флюорит = 10:12:1. При этом свинец и медь восстанавливались по реакциям
PbS + PbSO4 ---> 2Pb + 2SO2,
Cu2S + CuSO4 ---> 3Cu + 2SO2.In the known method flotation concentrate Dukatsky GOK chemical composition, wt.%: SiO 2 - 56.00; Al 2 O 3 - 8.00; Fe 2 O 3 - 9.80; CaO - 2.46; MgO - 4.13; Na 2 O - 4.85; Pb 2.95; Cu - 1.21; Zn - 3.10; As - 0.15; Ag - 20158 g / t; Au - 19.9 g / t was subjected to sulfatization firing to a ratio of sulfide sulfur to sulfate equal to 1: 2-1: 3. The resulting cinder was melted with a flux consisting of technical soda and fluorite in the ratio of cinder: soda: fluorite = 10: 12: 1. In this case, lead and copper were reduced by reactions
PbS + PbSO 4 ---> 2Pb + 2SO 2 ,
Cu 2 S + CuSO 4 ---> 3Cu + 2SO 2 .
Восстановленные металлы (медь и свинец) служили внутренним коллектором для частиц благородных металлов. Извлечение из огарка в металлический сплав составило (%): серебро - 94,4; золото - 95,1. Reduced metals (copper and lead) served as an internal collector for noble metal particles. Extraction from cinder to metal alloy was (%): silver - 94.4; gold - 95.1.
К недостаткам известного способа относятся: во-первых, недостаточно высокое извлечение благородных металлов в сплав, во-вторых, сложность осуществления сульфатизирующего обжига с заданным соотношением сульфидной серы к сульфатной, в-третьих, многооперационность, обусловленная раздельным осуществлением операций обжига (в муфельной печи) и плавки (в шахтно-тигельной печи), в-четвертых, низкая производительность процесса, обусловленная применением муфельной печи для обжига и шахтно- тигельной печи для плавки (ежегодный объем производства серебросодержащего концентрата на Дукатском ГОКе достигает нескольких десятков тысяч тонн). The disadvantages of this method include: firstly, the insufficiently high extraction of precious metals in the alloy, secondly, the difficulty of performing sulfatization firing with a given ratio of sulfide sulfur to sulfate, and thirdly, the multi-operation, due to the separate implementation of firing operations (in a muffle furnace) and melting (in a shaft-crucible furnace), fourthly, the low productivity of the process due to the use of a muffle furnace for roasting and a shaft-crucible for melting (annual production silver concentrate Dukat GOKe reaches several tens of thousands of tons).
Известен способ извлечения благородных металлов из гравитационных концентратов [3]. A known method of extracting precious metals from gravity concentrates [3].
В известном способе гравитационный золотосеребряный концентрат, состоящий в основном из арсенопирита (FeAsS) и пирита (FeS2), подвергался окислительному обжигу в муфельной печи с целью разрушения сульфидов, выделения мышьяка и серы в газовую фазу и получения огарка в форме пористого гематита (Fe2O3). Полученный огарок шихтовался с технической содой и кварцем в соотношении огарок : сода : кварц = 3:5:2 и плавился в присутствии восстановителя в шахтно-тигельной печи на железонатриевый шлак и золотосеребряный сплав.In the known method, a gravitational gold-silver concentrate, consisting mainly of arsenopyrite (FeAsS) and pyrite (FeS 2 ), was oxidatively fired in a muffle furnace in order to break down sulfides, release arsenic and sulfur into the gas phase and obtain a cinder in the form of porous hematite (Fe 2 O 3 ). The resulting cinder was laden with technical soda and quartz in the ratio of cinder: soda: quartz = 3: 5: 2 and melted in the presence of a reducing agent in a shaft-crucible furnace on iron-sodium slag and a silver-silver alloy.
Недостатком способа является низкая производительность процесса, обусловленная небольшой массой огарка, единовременно загружаемого в тигель. The disadvantage of this method is the low productivity of the process, due to the small mass of the cinder, simultaneously loaded into the crucible.
Известен способ, принятый за прототип, извлечения благородных металлов из полупродуктов и устройство для его осуществления [4]. The known method adopted for the prototype, the extraction of precious metals from intermediates and a device for its implementation [4].
В известном способе, включающем создание в печи реакционного объема на основе карбоната натрия, плавку в руднотермическом режиме шихтовых материалов, слив и разделение шлака и сплава благородных металлов, согласно изобретению, сначала формируют нижнюю часть реакционного объема печи из более тугоплавкого силиката натрия загрузкой карбоната натрия с кварцевым песком или битым стеклом и расплавлением при 1150-1250oC, затем формируют верхнюю часть реакционного объема загрузкой и расплавлением карбоната натрия до 1000-1100oC с последующей загрузкой в расплав шихтовых материалов, выдерживают до окончания реакции ошлакования примесных металлов и оседания благородных металлов в слой вязкого тугоплавкого шлака и сливают верхний легкоплавкий шлак, многократно повторяют загрузку шихтовых материалов и слив легкоплавкого шлака, а после слива последней порции легкоплавкого шлака расплавляют до жидкоподвижного состояния нижний тугоплавкий шлак и сплав благородных металлов, сливают их и отделяют сплав от шлака.In the known method, comprising creating in the furnace a reaction volume based on sodium carbonate, smelting charge materials in the ore-thermal mode, draining and separating slag and an alloy of noble metals, according to the invention, first the lower part of the reaction volume of the furnace is made of more refractory sodium silicate by loading sodium carbonate with quartz sand or broken glass and melting at 1150-1250 o C, then form the upper part of the reaction volume loading and melting of the sodium carbonate to 1000-1100 o C followed Retrieve mixed into the melt of charge materials, withstand until the end of the slagging reaction of impurity metals and the deposition of noble metals into a layer of viscous refractory slag and drain the upper fusible slag, repeatedly load the charge materials and drain the low-melting slag, and after draining the last portion of the low-melting liquid slag to melt refractory slag and an alloy of precious metals, merge them and separate the alloy from the slag.
Известное устройство для осуществления способа включает двухэлектродную руднотермическую печь, состоящую из металлического кожуха, футерованного магнезитовым кирпичом, выполненную в виде цилиндра с конусом внизу и выпускным отверстием в нижней части конуса, при этом согласно изобретению, печь выполнена с дополнительным выпускным отверстием, расположенным на уровне перехода цилиндра в конус. A known device for implementing the method includes a two-electrode ore-thermal furnace, consisting of a metal casing lined with magnesite brick, made in the form of a cylinder with a cone at the bottom and an outlet in the lower part of the cone, while according to the invention, the furnace is made with an additional outlet located at the transition level cylinder into a cone.
По известному способу в известном устройстве можно осуществлять накопительную плавку полупродуктов с низким (0,5-2,0%) содержанием благородных металлов. By the known method in the known device, it is possible to carry out cumulative melting of intermediates with a low (0.5-2.0%) content of noble metals.
Недостатками известного способа являются: во-первых, недостаточно высокое извлечение благородных металлов в сплав, обусловленное низкой жидкотекучестью шлака на основе силиката натрия при температуре 1150-1250oC, во-вторых, значительная продолжительность процесса, обусловленная длительностью приготовления ("варки") силикатного шлака из технической соды и кварцевого песка (битого стекла).The disadvantages of this method are: firstly, the insufficiently high recovery of precious metals in the alloy, due to the low fluidity of the slag based on sodium silicate at a temperature of 1150-1250 o C, and secondly, a significant duration of the process due to the duration of the preparation ("cooking") of silicate slag from technical soda and quartz sand (broken glass).
Недостатком известного устройства является необходимость наличия двух леток для селективной выливки расплава, что затрудняет обслуживание печи при переработке большого количества полупродуктов. A disadvantage of the known device is the need for two tap holes for selective casting of the melt, which complicates the maintenance of the furnace during the processing of a large number of intermediates.
Известна печь, принятая за прототип, для электротермической плавки благородных металлов, содержащая корпус, плавильную ванну, огнеупорную футеровку, электроды, опускающиеся в рабочее пространство сверху, отличающаяся тем, что плавильная ванна выполнена из огнеупорного кирпича и расположена в каркасе, обрамляющем ее снаружи, установленном в корпусе с возможностью поворота на расположенных по диагонали осях и снабженном прижимными винтами [5]. A known furnace adopted for the prototype for electrothermal melting of precious metals, comprising a housing, a melting bath, a refractory lining, electrodes descending into the workspace from above, characterized in that the melting bath is made of refractory bricks and is located in the frame framing it outside, installed in the housing with the possibility of rotation on axes located diagonally and equipped with clamping screws [5].
В известной печи установка каркаса на осях, расположенных по диагонали, позволяет производить селективную выливку расплава путем поворота плавильной ванны на осях. In the known furnace, the installation of the frame on the axes located diagonally allows selective casting of the melt by turning the melting bath on the axes.
Недостаткам известной печи является невозможность осуществления в ней высокотемпературных плавильных процессов по всему объему плавильной ванны, что обусловлено фиксированным пространственным расположением электродов, предопределяющим невозможность создания в ванне печи регулируемого энергетического режима. The disadvantages of the known furnace is the inability to carry out in it high-temperature melting processes throughout the volume of the melting bath, which is due to the fixed spatial arrangement of the electrodes, which determines the impossibility of creating a controlled energy regime in the furnace bath.
Задачей изобретения является создание способа и устройства, позволяющих осуществлять технический результат - высокотемпературную переработку значительного количества серебросодержащих концентратов и обеспечивающих высокое извлечение благородных металлов с высокой производительностью за счет создания оптимального реакционного объема и регулируемого энергетического режима в нем. The objective of the invention is to provide a method and device that allows to achieve a technical result - high-temperature processing of a significant amount of silver-containing concentrates and providing high recovery of precious metals with high performance by creating the optimal reaction volume and controlled energy regime in it.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов, включающем плавку путем создания в печи реакционного объема на основе флюсового расплава, загрузки в расплав и накопительной плавки концентрата в руднотермическом режиме с периодическим сливом верхней части расплава, а также слива и разделения шлака и сплава, согласно изобретению, перед плавкой концентрат подвергают окислительному обжигу, флюсовый расплав создают на основе "силикат-глыбы" с модулем 2,0:2,5 и плавикового шпата в соотношении 10:5-1, и плавку ведут при температуре 1300-1600oC.The specified technical result is achieved in that in a method for the extraction of precious metals from silver-containing concentrates, including melting by creating in the furnace a reaction volume based on a flux melt, loading the concentrate in the melt and accumulating smelting in ore-thermal mode with periodic discharge of the upper part of the melt, as well as discharge and separation of slag and alloy, according to the invention, before melting, the concentrate is subjected to oxidative roasting, the flux melt is created on the basis of "silicate blocks" with a module of 2.0: 2.5 and lavikovogo feldspar in a ratio of 10: 5-1, and are smelted at a temperature of 1300-1600 o C.
Устройство для извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов включает руднотермическую печь, содержащую стационарный свод-газоход, металлический корпус, имеющий возможность поворота на оси, размещенную в корпусе плавильную ванну, выполненную из огнеупорного материала, оборудованную сливным лотком в верхней части, электроды, опускающиеся в рабочее пространство сверху, и характеризуется тем, что ось поворота корпуса расположена на стороне, противоположной сливному лотку, электроды расположены в пространстве плавильной ванны с возможностью изменять межэлектродное расстояние на величину от трех до девяти диаметров электрода по центрам крайних электродов, а плавильная ванна имеет прямоугольную форму с размером по короткой оси не более шести диаметров электрода, по длинной оси не более двенадцати диаметров электрода. A device for extracting precious metals from silver-containing concentrates includes an ore-thermal furnace containing a stationary arch-flue, a metal case, which can be rotated on an axis, a melting bath placed in the body, made of refractory material, equipped with a drain tray in the upper part, electrodes lowering into the working the space above, and is characterized by the fact that the axis of rotation of the housing is located on the side opposite to the drain tray, the electrodes are located in the melting space a bath with the ability to change the interelectrode distance by an amount from three to nine diameters of the electrode at the centers of the extreme electrodes, and the melting bath has a rectangular shape with a size along the short axis of no more than six electrode diameters, along the long axis of no more than twelve electrode diameters.
Способ осуществляется в устройстве, схематически показанном на чертеже. The method is carried out in the device schematically shown in the drawing.
Устройство представляет собой руднотермическую печь, состоящую из прямоугольного металлического корпуса (1), имеющего возможность поворота на оси (2), клиновидно сужающегося в нижней части (3), размещенной в корпусе плавильной ванны (4), выполненной из магнезитового кирпича (5), оборудованной сливным лотком в верхней части (6), имеющей размеры по длинной оси (7) и по короткой оси (8), сопоставимые с диаметром электродов. Печь снабжена электродами (9), опускающимися в рабочее пространство сверху с возможностью изменять межэлектродное расстояние. Печь содержит стационарный свод-газоход (10). The device is an ore-thermal furnace, consisting of a rectangular metal case (1), which can be rotated on the axis (2), tapered wedge-shaped in the lower part (3), placed in the body of the melting bath (4), made of magnesite brick (5), equipped with a drain tray in the upper part (6), having dimensions along the long axis (7) and along the short axis (8), comparable with the diameter of the electrodes. The furnace is equipped with electrodes (9), lowering into the working space from above with the ability to change the interelectrode distance. The furnace contains a stationary arch-flue (10).
Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.
Исходный серебросодержащий концентрат подвергают окислительному обжигу с получением огарка. The starting silver-containing concentrate is subjected to oxidative calcination to produce a cinder.
В ванну руднотермической печи загружают флюс на основе "силикат-глыбы" и плавикового шпата, расплавляют его, формируя реакционный объем печи, причем расплав занимает примерно одну треть объема ванны печи. Расплав прогревают до температуры 1300-1600oC, после чего загружают в ванну печи огарок серебросодержащего концентрата с таким расчетом, чтобы порция загружаемого огарка покрывала поверхность расплава. После загрузки каждой новой порции огарка, расплав проваривают до установления в нем изначальной температуры и загружают следующую порцию. После загрузки последней порции огарка (при этом расплав занимает примерно четыре пятых объема ванны печи) печь наклоняют и выливают верхнюю часть расплава в шлаковню, с таким расчетом, чтобы ванна печи оказалась заполнена на одну треть, и все операции - загрузка флюса, загрузка огарка, проварка, слив расплава - повторяют. По мере накопления на подине ванны печи определенного количества сплава, содержащего благородные металлы, верхнюю часть расплава сливают в шлаковню, а остаток шлака вместе со сплавом сливают в изложницу. Часть расплава из шлаковни с помощью специального устройства переливают в ванну печи до установления руднотермического режима и весь процесс повторяется. Сплав, содержащий благородные металлы, вместе со шлаком извлекают из изложницы и отделяют сплав от шлака.A flux of silicate block and fluorspar flux is loaded into the bath of the ore-thermal furnace, it is melted to form the reaction volume of the furnace, and the melt occupies about one third of the volume of the furnace bath. The melt is heated to a temperature of 1300-1600 o C, and then loaded in the furnace bath cinders of silver-containing concentrate so that a portion of the loaded cinder covered the surface of the melt. After loading each new portion of the cinder, the melt is boiled until the initial temperature is established in it and the next portion is loaded. After loading the last portion of the cinder (in this case, the melt occupies about four fifths of the volume of the furnace bath), the furnace is tilted and the upper part of the melt is poured into the slag, so that the furnace bath is filled by one third, and all operations - loading flux, loading the cinder, welding, draining the melt - repeat. As a certain amount of alloy containing precious metals accumulates on the bottom of the furnace bath, the upper part of the melt is poured into slag, and the remainder of the slag together with the alloy is poured into the mold. Part of the melt from the slag using a special device is poured into the furnace bath until the ore-thermal regime is established and the whole process is repeated. An alloy containing precious metals, together with slag, is removed from the mold and the alloy is separated from the slag.
Пример осуществления предлагаемого способа. An example implementation of the proposed method.
Переработке подвергался флотационный концентрат Дукатского ГОКа в количестве 322,5 кг влажности 6,3%, следующего химического состава в пересчете на сухой остаток (%): Ag - 1,629; Au - 49,8 г/т; Cu - 0,85; Pb - 6,8; Zn - 0,80; Fe - 5,0; Sсульф - 7,2%; SiO2 - 65%.The flotation concentrate of the Dukatsky GOK was processed in an amount of 322.5 kg of moisture 6.3%, the following chemical composition in terms of dry residue (%): Ag - 1,629; Au - 49.8 g / t; Cu 0.85; Pb - 6.8; Zn 0.80; Fe - 5.0; S sulf - 7.2%; SiO 2 - 65%.
Исходный серебросодержащий концентрат подготовили к плавке в руднотермической печи, подвергнув его окислительному обжигу с получением огарка. The initial silver-containing concentrate was prepared for smelting in an ore-thermal furnace, having subjected it to oxidative calcination to produce a cinder.
В руднотермическую печь, позволяющую загружать до 200 кг шихтовых материалов, оборудованную сливным лотком в верхней части и механизированной системой наклона печи, снабженную графитовыми электродами диаметром 75 мм, позволяющими изменять межэлектродное пространство, имеющую ванну прямоугольной формы с размерами 450х900 мм, выполненную из магнезитового кирпича, загрузили "силикат-глыбу" с модулем 2,0 и плавиковый шпат ФФ-92 в соотношении 5:1. Загруженный флюс расплавили в руднотермическом режиме и довели до температуры 1400oC. Полученный расплав занял одну четверть объема ванны печи. Затем в расплав загрузили некоторое количество обожженного концентрата, выдержали расплав при температуре 1400oC, после чего наклонили печь и часть расплава вылили через лоток в шлаковню. Печь вернули в исходное положение, в расплав добавили флюс и повторили процесс.In an ore-thermal furnace, which allows loading up to 200 kg of charge materials, equipped with a drain tray in the upper part and a mechanized tilt system of the furnace, equipped with graphite electrodes with a diameter of 75 mm, which allow changing the interelectrode space, having a rectangular bathtub with dimensions 450x900 mm, made of magnesite brick, loaded "silicate block" with a module of 2.0 and fluorspar FF-92 in a ratio of 5: 1. The loaded flux was melted in an ore thermal mode and brought to a temperature of 1400 ° C. The resulting melt occupied one quarter of the furnace bath volume. Then, a certain amount of calcined concentrate was loaded into the melt, the melt was held at a temperature of 1400 ° C, after which the furnace was tilted and part of the melt was poured through the tray into the slag. The furnace was returned to its original position, flux was added to the melt and the process was repeated.
Шлак каждого слива взвешивался и анализировался на серебро. The slag of each discharge was weighed and analyzed for silver.
Масса шлака первого слива составила 141,2 кг, содержание серебра в нем составило 0,033% или 46,6 г. The mass of slag of the first discharge was 141.2 kg, the silver content in it was 0.033% or 46.6 g.
Масса шлака второго слива составила 115,3 кг, содержание серебра в нем составило 0,015% или 17,3 г. The mass of slag of the second discharge was 115.3 kg, the silver content in it amounted to 0.015% or 17.3 g.
Масса шлака третьего слива составила 107,4 кг, содержание серебра в нем составило 0,041% или 44,0 г. The mass of slag of the third discharge was 107.4 kg, the silver content in it was 0.041% or 44.0 g.
Масса шлака четвертого слива составила 126,5 кг, содержание серебра в нем составило 0,028% или 35,4 г. The mass of slag of the fourth discharge was 126.5 kg, the silver content in it was 0.028% or 35.4 g.
Таким образом, общая масса шлака накопительной плавки составила 490,4 кг, а суммарное содержание серебра в нем составило 143,3 г или 292 г на тонну шлака. Thus, the total mass of slag from storage melting was 490.4 kg, and the total silver content in it was 143.3 g or 292 g per ton of slag.
В результате накопительной плавки было получено 11188 г сплава следующего химического состава (мас. %): Ag - 45,66; Au - 0,14; Pb - 50,82; Cu - 3,08; Fe < 0,10. (Σ = 99,8). As a result of storage melting, 11188 g of an alloy of the following chemical composition (wt.%) Was obtained: Ag - 45.66; Au - 0.14; Pb - 50.82; Cu - 3.08; Fe <0.10. (Σ = 99.8).
Масса серебра, извлеченного в сплав, составила 5108,44 г, а масса золота, извлеченного в сплав, составила 15,66 г. The mass of silver extracted in the alloy was 5108.44 g, and the mass of gold extracted in the alloy was 15.66 g.
В исходном количестве концентрата (322,5 кг) содержалось 5253,52 г серебра и 16,06 г золота. Извлечение серебра в сплав составило 97,2%, а извлечение золота в сплав составило 97,5%. The initial amount of concentrate (322.5 kg) contained 5253.52 g of silver and 16.06 g of gold. The silver recovery in the alloy was 97.2%, and the gold recovery in the alloy was 97.5%.
Таким образом по предлагаемому способу в предлагаемом устройстве можно осуществлять ежесуточную переработку нескольких тонн серебросодержащего концентрата с достаточно высоким извлечением благородных металлов в сплав. Thus, by the proposed method in the proposed device, it is possible to carry out daily processing of several tons of silver-containing concentrate with a sufficiently high extraction of precious metals into alloy.
Источники информации
1. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф., Никитин М.В., Стрижко Л. С. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1987, с. 274-280.Sources of information
1. Maslenitsky I.N., Chugaev L.V., Borbat V.F., Nikitin M.V., Strizhko L.S. Metallurgy of noble metals. M .: Metallurgy, 1987, p. 274-280.
2. Леонов С.Б., Полонский С.Б., Седых В.И., Тумашев В.А., Мартынихин В. В. Способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов //Патент РФ N 2114203 по заявке N 97109229/02 от 30.05.97. 2. Leonov S.B., Polonsky S.B., Sedykh V.I., Tumashev V.A., Martynikhin V.V. Method for the recovery of precious metals from silver-containing concentrates // RF Patent N 2114203 according to application N 97109229/02 from 05/30/97.
3. Валиков С. В. , Дубинин Н.А., Манохин А.П. Способ извлечения благородных металлов из гравитационных концентратов // Патент РФ N 1649815 по заявке 4749419/02 от 11.10.89. 3. Valikov S. V., Dubinin N. A., Manokhin A. P. The method of extraction of precious metals from gravity concentrates // RF Patent N 1649815 according to the application 4749419/02 from 11.10.89.
4. Дубинин Н.А., Дигонский С.В., Кравцов Е.Д., Тен В.В., Тимофеев В.Н. Способ извлечения благородных металлов из полупродуктов и устройство для его осуществления //Патент РФ N 2119541 по заявке 97118796/02 от 17.11.97 (Прототип). 4. Dubinin N.A., Digonsky S.V., Kravtsov E.D., Ten V.V., Timofeev V.N. The method of extracting precious metals from intermediates and a device for its implementation // RF Patent N 2119541 according to the application 97118796/02 of 11.17.97 (Prototype).
5. Валиков С.В., Бывальцев В.Я., Емельянов Ю.Е., Синакевич А.А. Печь для электротермической плавки благородных металлов // Патент РФ N 2095441 по заявке N 95120524/02 от 05.12.95 (прототип). 5. Valikov S.V., Byvaltsev V.Ya., Emelyanov Yu.E., Sinakevich A.A. The furnace for electrothermal melting of precious metals // RF Patent N 2095441 according to the application N 95120524/02 of 05.12.95 (prototype).
Claims (2)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2174155C1 true RU2174155C1 (en) | 2001-09-27 |
Family
ID=
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| ES2363839T3 (en) | RECOVERY OF WASTE CONTAINING COPPER AND OTHER VALUABLE METALS. | |
| US4581064A (en) | Treatment of anode slimes in a top blown rotary converter | |
| EP1553193B1 (en) | Method of recovering platinum group element | |
| RU2039106C1 (en) | Method for continuous copper smelting | |
| PL110045B1 (en) | Process for manufacturing converter copper | |
| CS203120B2 (en) | Method for the pyrometallurgical production of copper | |
| RU2174155C1 (en) | Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates and device for method embodiment | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| US4938866A (en) | Conveyor residue removal apparatus | |
| GB2087056A (en) | Multiple pass smelting apparatus | |
| ES2661362T3 (en) | Copper ingot refining method comprising antimony and / or arsenic | |
| FI68265C (en) | REFERENCE TO A FRAMEWORK FOR REFINING OF RAW MACHINERY AND BLOOD MACHINERY | |
| US1896807A (en) | Process for the recovery of platimum and its bymetals from mattes | |
| RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
| Schlafka et al. | The influence of the ionic reactions on the refining secondary raw materials | |
| GB2049734A (en) | Extracting precious metals from mattes | |
| RU2324749C1 (en) | Method of gold extraction from mining concentrates | |
| RU2785796C1 (en) | Method for processing arsenic-containing dust of non-ferrous metallurgy | |
| RU2114203C1 (en) | Method of recovering precious metals from silver-containing concentrates | |
| Fisher | Refining of gold at the Rand Refinery | |
| RU2755136C1 (en) | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace | |
| RU2224034C1 (en) | Platinum metal extraction method | |
| RU2181781C2 (en) | Method for complex processing of polymetallic raw materials | |
| RU2154117C2 (en) | Method of recovery of metals of platinum group from concentrates on base of ferrous sulfides | |
| RU2153014C1 (en) | Method of processing chloride slag containing noble metals |