RU2176278C1

RU2176278C1 - Method of recovery of gold from gold-containing zinc sediment

Info

Publication number: RU2176278C1
Application number: RU2000111029/02A
Authority: RU
Inventors: В.Ф. Малахов; Н.Г. Корицкая; В.В. Короленко; Э.В. Мальцев; И.В. Малахов; И.И. Симонова
Original assignee: ОАО "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова"
Priority date: 2000-05-03
Filing date: 2000-05-03
Publication date: 2001-11-27

Abstract

FIELD: affinage of gold. SUBSTANCE: method comprises leaching gold from gold-containing zinc sediment by chlorination thereof in water to 1000-1100 mv of oxidizing-reducing potential filtration of pulp, reducing gold with sodium thiosulfate as oxiding-reducing potential of filtrate is decreased to 500-650 mv and metallic gold sediment is separated. Method makes it possible to quickly and safety process raw materials having high content of metallic zinc to reduce expenses and to eliminate explosion hazard. Recovery of gold from gold-containing zinc sediment into the desired product is about 90%. EFFECT: more efficient recovery method. 2 ex

Description

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано при аффинаже золота. The invention relates to the metallurgy of noble metals and can be used in the refining of gold.

При получении аффинированного золота в переработку вовлекаются разные виды сырья, в том числе материалы, обладающие высокой химической активностью. Это их свойство осложняет процесс выделения золота. Примером такого сырья являются золотосодержащие цинковые осадки. Их высокая химическая активность обусловлена наличием металлического цинка. Upon receipt of refined gold, various types of raw materials are involved in processing, including materials with high chemical activity. This property of them complicates the process of gold extraction. An example of such a feed is gold-bearing zinc precipitation. Their high chemical activity is due to the presence of zinc metal.

Известен способ выделения золота из цинковых осадков, который основан на плавке материала с флюсами без предварительной химической обработки И. Н. Масленицкий, Л. В. Чугаев. Металлургия благородных металлов. М., "Металлургия", 1972, с. 197. Основной недостаток способа - при плавке образуются богатые по золоту шлаки. A known method for the separation of gold from zinc deposits, which is based on the melting of the material with fluxes without prior chemical treatment I. N. Maslenitsky, L. V. Chugaev. Metallurgy of precious metals. M., "Metallurgy", 1972, p. 197. The main disadvantage of this method is that when melting, gold-rich slags are formed.

Известен способ переработки золотосодержащих цинковых осадков, включающий выщелачивание материала в 30% соляной кислоте, отделение нерастворимого остатка и плавку его в присутствии флюсов. И.Н. Масленицкий, Л.В. Чугаев. Металлургия благородных металлов. М., "Металлургия", 1972, с. 198. A known method of processing gold-containing zinc precipitates, including leaching the material in 30% hydrochloric acid, separating the insoluble residue and melting it in the presence of fluxes. I.N. Maslenitsky, L.V. Chugaev. Metallurgy of precious metals. M., "Metallurgy", 1972, p. 198.

Недостатком способа является то, что при выщелачивании цинковых осадков в соляной кислоте выделяется водород и, как следствие, образуется взрывоопасная водородсодержащая газовая смесь. The disadvantage of this method is that during the leaching of zinc deposits in hydrochloric acid, hydrogen is released and, as a result, an explosive hydrogen-containing gas mixture is formed.

Известен способ извлечения золота из бедных золотосодержащих цинковых осадков, включающий обработку материала раствором серной кислоты, хлорирование полученной пульпы газообразным хлором, отделение нерастворимого остатка и осаждение золота из раствора сернистым газом. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М., "Металлургия", 1973, с. 168. Способ принят в качестве прототипа. A known method of extracting gold from poor gold-bearing zinc deposits, including processing the material with a solution of sulfuric acid, chlorinating the resulting pulp with gaseous chlorine, separating the insoluble residue and precipitating gold from the solution with sulfur dioxide. Technique and technology for the extraction of gold from ores abroad. M., "Metallurgy", 1973, p. 168. The method is adopted as a prototype.

Основным недостатком способа является то, что при сернокислотной обработке сырья, содержащего металлический цинк, выделяется водород и образуется взрывоопасная водородсодержащая газовая смесь. The main disadvantage of this method is that during the sulfuric acid treatment of raw materials containing metallic zinc, hydrogen is released and an explosive hydrogen-containing gas mixture is formed.

Другим недостатком способа является высокая длительность процесса выщелачивания сырья. Растворение цинка протекает бурно, поэтому кислоту вводят медленно и небольшими порциями. Another disadvantage of this method is the high duration of the leaching of raw materials. The dissolution of zinc proceeds rapidly, so the acid is introduced slowly and in small portions.

Кроме этого, для осаждения золота сернистым газом требуется специализированное оборудование и необходима очистка газовых выбросов от SO₂.In addition, for the deposition of gold with sulfur dioxide, specialized equipment is required and the purification of gas emissions from SO _{2 is} necessary.

Техническим результатом является исключение образования взрывоопасных и ядовитых соединений, снижение затрат и длительности технологического цикла. Технический результат достигается способом извлечения золота из золотосодержащего цинкового осадка, включающим выщелачивание золота с пропусканием хлора, фильтрацию пульпы, восстановление золота с пропусканием хлора, фильтрацию пульпы, восстановление золота из фильтрата до элементарного состояния и отделение его от раствора, согласно изобретению выщелачивание золота ведут в воде при пропускании хлора до ОВП 1000-1100 мВ (ХСЭ), а восстановление из фильтрата осуществляют тиосульфатом натрия при снижении ОВП раствора до 500-650 мВ. The technical result is to exclude the formation of explosive and toxic compounds, reducing costs and the duration of the process cycle. The technical result is achieved by a method of extracting gold from a gold-containing zinc precipitate, including leaching of gold with the passage of chlorine, filtering the pulp, recovering gold with the passing of chlorine, filtering the pulp, recovering gold from the filtrate to an elemental state and separating it from the solution, according to the invention, gold leaching is carried out in water when passing chlorine to an ORP of 1000-1100 mV (HSE), and recovery from the filtrate is carried out with sodium thiosulfate while reducing the ORP of the solution to 500-650 mV.

Выщелачивание золота из цинкового осадка ведут в присутствии хлора с целью извлечения его в раствор в виде хлоридного комплекса, удобного для последующей переработки. Для исключения образования водорода и его взрывоопасных и ядовитых соединений хлорирование материала осуществляют в воде. Металлический цинк, составляющий основу осадка, в воде окисляется хлором и переходит в раствор по реакции Zn + Cl₂ = ZnCl₂. (1)
Аналогично ведут себя и другие неблагородные примеси, которые находятся в сырье в элементарном состоянии. Их выщелачивание заканчивается при достижении ОВП пульпы 550-600 мВ.Gold is leached from the zinc precipitate in the presence of chlorine in order to extract it into the solution in the form of a chloride complex, convenient for subsequent processing. To exclude the formation of hydrogen and its explosive and toxic compounds, the chlorination of the material is carried out in water. Zinc metal, which forms the basis of the precipitate, is oxidized in water in chlorine and passes into solution by the reaction Zn + Cl ₂ = ZnCl ₂ . (1)
Other non-noble impurities that are in elementary state in raw materials behave similarly. Their leaching ends when the ORP of the pulp reaches 550-600 mV.

При дальнейшем повышении окислительно-восстановительного потенциала пульпы начинает растворяться золото
2Au + 6Cl₂ + 3H₂O = 2HAuCl₄ + 4HCl +1,5O₂ (2)
С целью более полного его выщелачивания обработку хлором ведут до достижения устойчивого значения ОВП пульпы 1000-1100 мВ.With a further increase in the redox potential of the pulp, gold begins to dissolve
2Au + 6Cl ₂ + 3H ₂ O = 2HAuCl ₄ + 4HCl + 1,5O ₂ (2)
In order to leach it more fully, chlorine treatment is carried out until a stable pulp ORP of 1000-1100 mV is achieved.

Соляная кислота, которая выделяется при растворении золота (2), не представляет опасности в плане образования водорода, так как появляется она уже после полного растворения металлов-примесей, способных вытеснять водород из кислот. Если в сырье присутствуют примеси в окисленных формах (оксиды, гидроксиды), то эта кислота расходуется на их растворение, например
ZnO + 2HCl = ZnCl₂ + H₂O (3)
По окончании хлорирования пульпу фильтруют с целью отделения нерастворившегося остатка. Из полученного раствора золото осаждают путем восстановления его до элементарного состояния. Раствор имеет низкую кислотность, поэтому в таких средах эффективно и безопасно работают многие восстановители, например нитрит натрия, железо, серебро. Но предпочтительней использовать для этих целей тиосульфат натрия. Он дешевле, действует более селективно и сам не загрязняет осадок восстановленного золота.Hydrochloric acid, which is released during the dissolution of gold (2), is not dangerous in terms of the formation of hydrogen, since it appears after the complete dissolution of metal impurities that can displace hydrogen from acids. If impurities in oxidized forms (oxides, hydroxides) are present in the feed, then this acid is consumed to dissolve them, for example
ZnO + 2HCl = ZnCl ₂ + H ₂ O (3)
At the end of chlorination, the pulp is filtered to separate the insoluble residue. Gold is precipitated from the resulting solution by restoring it to an elementary state. The solution has a low acidity, so many reducing agents, such as sodium nitrite, iron, silver, work effectively and safely in such environments. But it is preferable to use sodium thiosulfate for these purposes. It is cheaper, it acts more selectively and does not itself pollute the precipitate of reduced gold.

Обработку раствора тиосульфатом натрия проводят до ОВП 500-650 мВ из следующих соображений: если окислительно-восстановительный потенциал раствора выше 650 мВ - низка степень извлечения золота в осадок, а если ОВП ниже 500 мВ, то получаются бедные по золоту осадки, так как в этих условиях уже идет интенсивное соосаждение примесей неблагородных элементов. Восстановление золота проводят кристаллическим тиосульфатом натрия или его водным раствором. The solution is treated with sodium thiosulfate to an ORP of 500-650 mV for the following reasons: if the redox potential of the solution is higher than 650 mV, the gold recovery to the precipitate is low, and if the redox potential is below 500 mV, gold-poor precipitates are obtained, since in these conditions already there is an intensive coprecipitation of impurities of base elements. Gold recovery is carried out with crystalline sodium thiosulfate or its aqueous solution.

Предлагаемый способ извлечения золота испытан в лабораторных условиях. В качестве исходного сырья был выбран золотосодержащий цинковый осадок рудника "Коммунар". Из определяемых элементов он содержал, %: Au - 4,06; Zn - 41,0; Fe - 2,23; Pb - 5,23; Cu - 1,17. Доля металлического цинка от общего его содержания в материале составляла 70%. The proposed method for the extraction of gold is tested in laboratory conditions. The gold-containing zinc sediment of the Kommunar mine was selected as the feedstock. Of the determined elements, it contained,%: Au - 4.06; Zn - 41.0; Fe - 2.23; Pb 5.23; Cu - 1.17. The proportion of metallic zinc of its total content in the material was 70%.

Пример 1. Извлечение золота из золотосодержащего цинкового осадка с использованием предлагаемого способа. Example 1. Extraction of gold from a gold-containing zinc precipitate using the proposed method.

Навеску материала 100 г распульповали в воде при соотношении Ж:Т = 3 и обработали хлором до устойчивого значения ОВП 1100 мВ. Расход хлора принимали равным 50 г/ч. Продолжительность хлорирования пульпы составила 60 мин. По окончании процесса нерастворившийся остаток отфильтровали, промыли на фильтре водой, высушили, взвесили. Основной раствор объединили с промывным и все продукты проанализировали. A 100 g sample of the material was pulp in water at a ratio of W: T = 3 and treated with chlorine to a stable ORP of 1100 mV. The consumption of chlorine was taken equal to 50 g / h. The duration of pulp chlorination was 60 minutes. At the end of the process, the insoluble residue was filtered off, washed on the filter with water, dried, and weighed. The stock solution was combined with the wash and all products were analyzed.

Объединенного раствора получилось 360 мл. Он содержал, г/л: 11,14 Au; 88,84 Zn; 0,11 Cu; 0,02 Fe; 0,284 Pb. Извлечение в раствор составило, %: золота - 98,83; цинка - 78,0; железа - 0,32; меди - 3,4; свинца - 1,96. The combined solution turned out to be 360 ml. It contained, g / l: 11.14 Au; 88.84 Zn; 0.11 Cu; 0.02 Fe; 0.284 Pb. The extraction into the solution was,%: gold - 98.83; zinc - 78.0; iron - 0.32; copper - 3.4; lead - 1.96.

В полученном растворе практически не было свободной кислоты (pH 2). Его нагрели и обработали 20% водным раствором тиосульфата натрия до ОВП 550 мВ. Время обработки составило 30 мин. Образовавшийся осадок отфильтровали, промыли, высушили, взвесили и проанализировали. В маточном растворе определили остаточное содержание золота. In the resulting solution there was practically no free acid (pH 2). It was heated and treated with a 20% aqueous sodium thiosulfate solution to an ORP of 550 mV. The processing time was 30 minutes The resulting precipitate was filtered, washed, dried, weighed and analyzed. The residual gold content was determined in the mother liquor.

Осадок восстановленного золота имел вес 4,05 г и содержал 99,06% золота. Извлечение его в этот продукт от общего запуска в переработку составило 98,82%. В обеззолоченном цинковом растворе концентрация золота была на уровне 0,001 г/л. The precipitate of reduced gold had a weight of 4.05 g and contained 99.06% of gold. Its extraction into this product from the general launch into processing amounted to 98.82%. In the anhydrous zinc solution, the gold concentration was at the level of 0.001 g / l.

Остаток от выщелачивания сырья, выход которого был 47,7 г или 47,7% от массы исходного материала, содержал золота 0,1%. Основными его компонентами были оксид цинка, кремнезем, свинец. В аффинажном производстве такие бедные по благородным металлам промпродукты обычно направляют на пирометаллургическое обогащение. The residue from leaching of raw materials, the yield of which was 47.7 g or 47.7% by weight of the starting material, contained 0.1% gold. Its main components were zinc oxide, silica, and lead. In refining, such noble metal poor products are usually sent to pyrometallurgical enrichment.

С учетом времени нагрева и охлаждения растворов, фильтрации пульп, общая продолжительность процесса составила 3 часа. Все операции протекали спокойно и надежно контролировались. При выщелачивании сырья водород не выделялся. Given the time of heating and cooling solutions, filtering the pulps, the total duration of the process was 3 hours. All operations proceeded calmly and reliably controlled. When leaching raw materials, hydrogen was not released.

Пример 2. Извлечение золота из золотосодержащего цинкового осадка с использованием известного способа-прототипа. Example 2. Extraction of gold from a gold-containing zinc precipitate using a known prototype method.

Навеску материала 100 г распульповали в воде при соотношении Ж:Т = 3 и обработали концентрированной серной кислотой до полноты выщелачивания кислоторастворимых компонентов. Окончание процесса определяли по прекращению газовыделения и ценообразования. Процесс протекал очень бурно, поэтому серную кислоту вводили небольшими порциями (по 1-2 мл) и каждую очередную порцию вводили после исчезновения пены на поверхности пульпы. Продолжительность процесса составила 6 ч. Серной кислоты было израсходовано 40 мл. При этом образовалось 9,9 л водорода, в отходящей парогазовой смеси ощущался сильный запах сероводорода. A 100 g sample of the material was pulp in water at a ratio of G: T = 3 and treated with concentrated sulfuric acid until the leaching of acid-soluble components was complete. The end of the process was determined by the cessation of gas evolution and pricing. The process proceeded very rapidly, so sulfuric acid was injected in small portions (1-2 ml) and each subsequent portion was administered after the disappearance of the foam on the surface of the pulp. The duration of the process was 6 hours. Sulfuric acid was consumed 40 ml. At the same time, 9.9 l of hydrogen was formed, a strong smell of hydrogen sulfide was felt in the exhaust gas-vapor mixture.

Затем пульпу обработали хлором при 60^oC до устойчивого значения ОВП 1100 мВ. Расход хлора принимали равным 15 г/ч. Время хлорирования составило 60 мин. По окончании процесса отфильтровали нерастворившийся остаток, промыли его на фильтре водой, высушили, взвесили. Раствор и осадок проанализировали.Then the pulp was treated with chlorine at 60 ^o C to a stable ORP value of 1100 mV. The consumption of chlorine was taken equal to 15 g / h. Chlorination time was 60 minutes. At the end of the process, the insoluble residue was filtered off, washed on the filter with water, dried, and weighed. The solution and precipitate were analyzed.

Выход раствора вместе с промывкой составил 400 мл. Он содержал, г/л: 10,11 Au; 102,09 Zn; 2,89 Cu; 4,55 Fe; 0,56 Pb. Извлечение их в раствор составило, %: золота - 99,56; цинка - 99,6; железа - 81,6; меди - 99,1; свинца - 4,3. The solution yield along with washing was 400 ml. It contained, g / l: 10.11 Au; 102.09 Zn; 2.89 Cu; 4.55 Fe; 0.56 Pb. Their extraction into the solution amounted to,%: gold - 99.56; zinc - 99.6; iron - 81.6; copper - 99.1; lead - 4.3.

Нерастворимый остаток, выход которого был 17,9 г или 17,9% от массы исходной навески, содержал золота 0,1%. Основными его компонентами были кремнезем, свинец. An insoluble residue, the yield of which was 17.9 g or 17.9% by weight of the initial sample, contained 0.1% gold. Its main components were silica, lead.

Полученный раствор обработали сернистым газом до полноты осаждения золота, пульпу прогрели для коагуляции осадка, отфильтровали восстановленное золото, промыли его, высушили, взвесили. Осадок и маточный раствор проанализировали. На осуществление этой операции было затрачено 1,5 ч. The resulting solution was treated with sulfur dioxide until complete gold deposition, the pulp was heated to coagulate the precipitate, the reduced gold was filtered off, washed, dried, and weighed. The precipitate and mother liquor were analyzed. 1.5 hours were spent on this operation.

Осадок имел вес 4,08 г и содержал 98,85% золота. Извлечение его в этот продукт составило 99,33%. Маточный раствор, по данным атомно-абсорбционного анализа, содержал 0,023 г/л золота. The precipitate had a weight of 4.08 g and contained 98.85% gold. Its extraction into this product amounted to 99.33%. The mother liquor, according to atomic absorption analysis, contained 0.023 g / l of gold.

Общая продолжительность процесса, с учетом времени охлаждения растворов, фильтрации пульп, составила 9 ч. The total duration of the process, taking into account the cooling time of the solutions, the filtration of the pulps, was 9 hours

Из приведенных примеров видно, что оба способа обеспечивают высокое и практически одинаковое извлечение золота в богатый целевой продукт, но предлагаемый способ позволяет это сделать в три раза быстрее и с меньшими затратами. А самое главное его преимущество заключается в том, что при переработке золотосодержащего цинкового осадка водород не выделяется, а значит и не образуются взрывоопасные и ядовитые его соединения. From the above examples it can be seen that both methods provide high and almost identical extraction of gold into a rich target product, but the proposed method allows this to be done three times faster and at lower cost. And its main advantage lies in the fact that hydrogen is not released during the processing of gold-bearing zinc sediment, which means that its explosive and toxic compounds do not form.

Claims

A method for extracting gold from a gold-containing zinc precipitate, including leaching gold with chlorine passing, filtering the pulp, recovering gold from the filtrate to an elementary state and separating it from the solution, characterized in that the gold leaching is carried out in water when chlorine is passed to an ORP of 1000-1100 mV ( CSE), and reduction from the filtrate is carried out with sodium thiosulfate while reducing the ORP of the solution to 500-650 mV.