RU2316606C1 - Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals - Google Patents
Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2316606C1 RU2316606C1 RU2006114192/02A RU2006114192A RU2316606C1 RU 2316606 C1 RU2316606 C1 RU 2316606C1 RU 2006114192/02 A RU2006114192/02 A RU 2006114192/02A RU 2006114192 A RU2006114192 A RU 2006114192A RU 2316606 C1 RU2316606 C1 RU 2316606C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- matte
- flotation
- melting
- concentrate
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности пирометаллургической переработки сульфидных концентратов, содержащих свинец, серебро и золото.The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous and noble metals, in particular the pyrometallurgical processing of sulfide concentrates containing lead, silver and gold.
Целевым продуктом гравитационно-флотационной переработки комплексных серебросодержащих полиметаллических руд являются свинцовые гравитационные и флотационные концентраты, в которых концентрируются до 90% благородных металлов, содержащихся в исходной руде. Получаемые концентраты в среднем содержат, в мас.%: 40÷60 свинца, 0,5÷4,0 меди, 0,4÷5,0 цинка, 3÷10 железа, 0,1÷1,4 сурьмы, 10÷18 серы, 7÷25 SiO2, 1÷3 Al2O3, 1,0÷3,0 СаО. Золото в концентратах в среднем содержится 1-20 г/т, серебро 3000-10000 г/т. Цветные металлы и железо находятся в концентратах в основном в виде сульфидов - галенита (PbS), пирита (FeS2), халькопирита (CuFeS2) и сфалерита (ZnS).The target product of gravity-flotation processing of complex silver-containing polymetallic ores is lead gravity and flotation concentrates, in which up to 90% of precious metals contained in the source ore are concentrated. The resulting concentrates on average contain, in wt.%: 40 ÷ 60 lead, 0.5 ÷ 4.0 copper, 0.4 ÷ 5.0 zinc, 3 ÷ 10 iron, 0.1 ÷ 1.4 antimony, 10 ÷ 18 sulfur, 7 ÷ 25 SiO 2 , 1 ÷ 3 Al 2 O 3 , 1,0 ÷ 3,0 CaO. Gold in concentrates contains on average 1-20 g / t, silver 3000-10000 g / t. Non-ferrous metals and iron are found in concentrates mainly in the form of sulfides - galena (PbS), pyrite (FeS 2 ), chalcopyrite (CuFeS 2 ) and sphalerite (ZnS).
Известен способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов, включающий окислительно-восстановительный обжиг исходного концентрата при температуре 600°С и последующую плавку получаемого огарка в смеси с карбонатом натрия и карбонатом кальция [1]. Продукты плавки - шлак и металлический сплав, концентрирующий серебро и золото, после охлаждения разделяют. Недостатками способа-аналога являются существенные потери благородных металлов со шлаками и значительные затраты на обезвреживание большого количества газов операции обжига, содержащих диоксид серы.A known method of extracting precious metals from silver-containing concentrates, including redox calcination of the initial concentrate at a temperature of 600 ° C and subsequent melting of the cinder in a mixture with sodium carbonate and calcium carbonate [1]. Smelting products - slag and a metal alloy concentrating silver and gold, are separated after cooling. The disadvantages of the analogue method are significant losses of precious metals with slag and significant costs for the disposal of a large number of gases from the firing operation containing sulfur dioxide.
Известен способ переработки концентратов, содержащих свинец, цветные и благородные металлы, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому техническое решение [2].A known method of processing concentrates containing lead, non-ferrous and precious metals, which is adopted as a prototype, as the closest to the claimed technical solution [2].
По известному способу исходный концентрат смешивают с карбонатом натрия, карбонатом кальция, сульфатом кальция и углеродистым восстановителем, смесь плавят с получением шлака и штейна. Продукты разделяют и охлаждают. Штейн измельчают, смешивают с металлическим железом, сульфатом натрия и углеродистым восстановителем и плавят с получением вторичного штейна и металлического сплава на основе свинца, в котором концентрируются благородные металлы. Металлический свинцовый сплав затем перерабатывают известными способами с извлечением благородных металлов.According to the known method, the initial concentrate is mixed with sodium carbonate, calcium carbonate, calcium sulfate and a carbon reducing agent, the mixture is melted to obtain slag and matte. The products are separated and cooled. The matte is crushed, mixed with metallic iron, sodium sulfate and a carbon reducing agent and melted to produce a secondary matte and a lead-based metal alloy in which noble metals are concentrated. The lead metal alloy is then processed by known methods to recover precious metals.
Недостатком известного способа является недостаточно высокое извлечение благородных металлов и свинца в свинцовый сплав вследствие их задолженности во вторичном штейне.The disadvantage of this method is the insufficiently high recovery of precious metals and lead in the lead alloy due to their debt in the secondary matte.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечения благородных металлов и свинца в свинцовый сплав при переработке сульфидных концентратов, содержащих свинец, цветные и благородные металлы, полученных обогащением серебросодержащих руд. Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в доизвлечении благородных металлов и свинца из штейна в оборотный промпродукт и получении отвального сульфидного продукта с низким содержанием благородных металлов.The problem to which the invention is directed, is to increase the extraction of precious metals and lead into a lead alloy in the processing of sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals obtained by the concentration of silver-containing ores. The problem is solved due to the technical result, which consists in the extraction of precious metals and lead from matte into recycled industrial product and obtaining a dump sulfide product with a low content of noble metals.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки концентратов, содержащих свинец, цветные и благородные металлы, включающем смешивание концентрата с карбонатом натрия, карбонатом кальция и углеродистым восстановителем, плавку смеси с получением штейна и шлака, разделение и охлаждение продуктов плавки, согласно изобретению при смешивании в смесь дополнительно вводят продукт на основе оксида железа, плавку ведут с получением металлического сплава на основе свинца, штейн охлаждают со скоростью 10-20 градусов в час, охлажденный штейн выщелачивают в воде с получением пульпы, нерастворимый осадок измельчают в пульпе до крупности 95-97% класса минус 0,074 мм, корректируют пульпу по кислотности до рН 3,0-6,5 и проводят флотацию введением в пульпу сульфгидрильного собирателя и вспенивателя с выделением свинца и благородных металлов в пенный продукт - флотационный концентрат, а хвосты флотации обогащают методом гравитации с получением свинцово-серебряного гравитационного концентрата, флотационный и гравитационный концентраты объединяют и плавят совместно с исходным концентратом.The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals, including mixing the concentrate with sodium carbonate, calcium carbonate and a carbon reducing agent, melting the mixture to produce matte and slag, separating and cooling the melting products according to the invention when mixed, an iron oxide-based product is additionally introduced into the mixture, melting is carried out to obtain a lead-based metal alloy, the matte is cooled at a speed of 10-20 g dusa per hour, the cooled matte is leached in water to obtain pulp, the insoluble precipitate is crushed in a pulp to a particle size of 95-97% class minus 0.074 mm, the pulp is adjusted for acidity to pH 3.0-6.5 and flotation is carried out by introducing a sulfhydryl collector into the pulp and a blowing agent with the release of lead and precious metals into the foam product — flotation concentrate, and flotation tails are enriched by gravity to obtain a lead-silver gravity concentrate, flotation and gravity concentrates are combined and melted with jointly with the original concentrate.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является состав смеси на плавку исходного концентрата и введение новых операций выщелачивания штейна в воде с получением пульпы, измельчения нерастворимого осадка в пульпе, пенной флотации пульпы и гравитации хвостов флотации, плавки полученных флотационного и гравитационного свинцово-серебряных концентратов совместно с исходным концентратом.The difference between the proposed technical solution and the prototype is the composition of the mixture for melting the initial concentrate and the introduction of new operations for leaching matte in water to produce pulp, grinding insoluble sediment in the pulp, foam flotation of the pulp and gravity of the flotation tailings, melting of the obtained flotation and gravity lead-silver concentrates together with source concentrate.
Физико-химическая сущность разделительной плавки исходного концентрата в заявляемом способе основывается на более высоком сродстве серы к железу по сравнению со сродством к свинцу, серебру, золоту и на ограниченной взаимной растворимости в жидком и твердом состоянии моносульфида железа (FeS) и металлического свинца, серебра и золота.The physicochemical nature of the separation smelting of the starting concentrate in the inventive method is based on a higher affinity for sulfur to iron compared to affinity for lead, silver, gold and limited mutual solubility in liquid and solid state of iron monosulfide (FeS) and metallic lead, silver and gold.
Разделительная плавка исходного концентрата в смеси с флюсами и добавками ведется на получение легкоплавкого шлака на основе системы NazO-SiO2-CaO, штейна на основе моносульфида железа (троилита) и металлического сплава на основе свинца. Образование троилитового штейна и металлического свинца происходит за счет протекания реакции между сульфидом свинца (PbS), оксидом железа (Fe2О3) и углеродом при температуре 1000-1200°С (1):Separation of the initial concentrate in a mixture with fluxes and additives is carried out to obtain low-melting slag based on the NazO-SiO 2 -CaO system, matte based on iron monosulfide (troilite) and lead-based metal alloy. The formation of troilite matte and metallic lead occurs due to the reaction between lead sulfide (PbS), iron oxide (Fe 2 О 3 ) and carbon at a temperature of 1000-1200 ° С (1):
В заявляемом способе в качестве продукта на основе оксида железа используют относительно дешевые и доступные материалы - железорудный концентрат или пиритный огарок сернокислотного производства, содержащие оксид железа (Fe2О3) до 80-90%.In the inventive method, as a product based on iron oxide, relatively cheap and affordable materials are used - iron ore concentrate or pyrite cinder of sulfuric acid production containing iron oxide (Fe 2 O 3 ) up to 80-90%.
При плавке шихты протекает также взаимодействие карбоната натрия с сульфидом свинца и углеродом с образованием свинца и сульфида натрия по реакции (2):When melting the mixture, sodium carbonate also interacts with lead sulfide and carbon to form lead and sodium sulfide according to reaction (2):
Сульфид натрия благоприятно влияет на процесс плавки, поскольку образует легкоплавкую эвтектическую смесь с моносульфидом железа, понижая температуру плавления троилитового штейна и растворимость в штейне свинца и благородных металлов. По данным лабораторных испытаний содержание Na2S в штейне при плавке концентратов составляет в среднем 3-5%. Остаточное содержание металлического свинца в троилитовом штейне находится на уровне 10-15%. Выделяющийся свинец растворяет основную часть благородных металлов и образует тяжелую металлическую фазу, которая отделяется от легкой штейновой фазы по границе ликвационного разделения. По окончании плавки шлак, штейн и металлический свинцовый сплав разделяют по границе ликвации. Шлак является отвальным продуктом, свинцовый сплав перерабатывают известными способами.Sodium sulfide favorably affects the melting process, since it forms a low-melting eutectic mixture with iron monosulfide, lowering the melting temperature of troilite matte and solubility in lead matte and noble metals. According to laboratory tests, the content of Na 2 S in matte during smelting of concentrates is on average 3-5%. The residual content of metallic lead in troilite matte is at the level of 10-15%. Released lead dissolves the bulk of the noble metals and forms a heavy metal phase, which is separated from the light matte phase along the segregation boundary. At the end of the smelting, the slag, matte and metallic lead alloy are separated along the segregation boundary. Slag is a waste product; lead alloy is processed by known methods.
В процессе охлаждения штейна в его объеме протекает монотектическая реакция с выделением кристаллов моносульфида железа и жидкого свинца (3):During matte cooling, a monotectic reaction proceeds in its volume with the release of crystals of iron monosulfide and liquid lead (3):
Установлено, что жидкий свинец затем растворяет частицы металлического серебра и золота, образуя кристаллы интерметаллидов. В заявляемом способе штейн охлаждают от 1200 до 300°С со скоростью 10-20 градусов в час, что по проведенным исследованиям является необходимым и достаточным для получения крупнозернистой структуры сплава с выраженной межкристаллической ликвацией между фазами моносульфида железа и фазами металлического свинца и его сплавов с серебром и золотом. Образующиеся кристаллы FeS достигают 500-700 мкм, а кристаллы свинца и его сплавов 50-300 мкм. Увеличение скорости охлаждения штейна свыше 20 градусов в час сопровождается образованием мелкокристаллической структуры сплава, взаимному срастанию зерен, что снижает показатели извлечения свинца, серебра и золота из штейна при его последующей переработке.It was found that liquid lead then dissolves particles of metallic silver and gold, forming crystals of intermetallic compounds. In the inventive method, the matte is cooled from 1200 to 300 ° C at a rate of 10-20 degrees per hour, which, according to the studies, is necessary and sufficient to obtain a coarse-grained structure of the alloy with pronounced intercrystalline segregation between phases of iron monosulfide and phases of metallic lead and its alloys with silver and gold. The resulting FeS crystals reach 500-700 microns, and crystals of lead and its alloys 50-300 microns. An increase in the cooling rate of matte over 20 degrees per hour is accompanied by the formation of a fine-crystalline alloy structure, intergrowth of grains, which reduces the rates of extraction of lead, silver and gold from matte during its subsequent processing.
Извлечение свинца и благородных металлов из троилитового штейна в заявляемом способе осуществляется методами пенной флотации и гравитации с предварительной подготовкой материала, которая включает выщелачивание штейна в воде с получением пульпы, измельчение нерастворимого осадка в пульпе до крупности 95÷97% класса минус 0,074 мм и корректировку кислотности пульпы серной или сернистой кислотой до рН 3,0÷6,5. При выщелачивании штейна в воде в раствор переходит только сульфид натрия, являющийся компонентом цементирующей связки сплава. Исходный штейн в кусках при этом диспергируется, превращаясь в дисперсную массу крупностью частиц менее 1,0 мм, образующаяся пульпа имеет рН 11÷12. Нерастворимый осадок штейна представляет собой смесь кристаллов металлического свинца с растворенными в нем благородными металлами и троилита (FeS), которые присутствуют в виде отдельных свободных кристаллов либо в сростках друг с другом.The extraction of lead and precious metals from troilite matte in the present method is carried out by the methods of foam flotation and gravity with preliminary preparation of the material, which includes leaching the matte in water to produce pulp, grinding insoluble sediment in the pulp to a particle size of 95 ÷ 97% class minus 0.074 mm and adjusting the acidity pulps of sulfuric or sulfurous acid to a pH of 3.0 ÷ 6.5. When matte is leached in water, only sodium sulfide, which is a component of the cementing binder of the alloy, passes into the solution. The original matte in pieces is dispersed, turning into a dispersed mass with a particle size of less than 1.0 mm, the resulting pulp has a pH of 11 ÷ 12. An insoluble matte precipitate is a mixture of crystals of metallic lead with noble metals dissolved in it and troilite (FeS), which are present as separate free crystals or in aggregates with each other.
Физико-химическая сущность выделения свинца и растворенных в нем благородных металлов из троилитового штейна методом пенной флотации основывается на образовании гидрофобных пленок сульфида и сульфата свинца на поверхности кристаллов свинца металлического в процессе предварительной подготовки материала. В процессе выщелачивания штейна в воде и измельчения нерастворимого осадка в пульпе свинец металлический в поверхностном слое кристаллов взаимодействует с водой и кислородом воздуха с образованием оксида - PbO. При корректировке рН пульпы добавлением кислоты выделяющийся сероводород взаимодействует с оксидом свинца, образуя сульфид и сульфат свинца, по реакциям 4-6:The physicochemical nature of the separation of lead and precious metals dissolved in it from troilite matte by the method of foam flotation is based on the formation of hydrophobic films of lead sulfide and sulfate on the surface of metallic lead crystals during the preliminary preparation of the material. In the process of leaching matte in water and grinding an insoluble precipitate in the pulp, metallic lead in the surface layer of crystals interacts with water and atmospheric oxygen to form PbO oxide. When adjusting the pH of the pulp with the addition of acid, the released hydrogen sulfide interacts with lead oxide, forming lead sulfide and sulfate, according to reactions 4-6:
При последующем введении в пульпу сульфгидрильного собирателя, вспенивателя и флотации пульпы в пенный продукт селективно выделяются свинец с растворенными в нем благородными металлами. В качестве сульфгидрильного собирателя могут быть использованы различные ксантогенаты (бутиловый, амиловый, гексиловый, изобутиловый, изопропиловый), аэрофлоты (диалкил или диарилдитиофосфаты) и их различные сочетания, в качестве вспенивателя - любой спиртовый пенообразователь. Для доизвлечения свинца и благородных металлов из хвостов флотации пульпы камерный продукт перерабатывают методом гравитации с получением гравитационного концентрата и хвостов гравитации.The subsequent introduction of a sulfhydryl collector, blowing agent and flotation of pulp into the pulp into the foam product selectively releases lead with noble metals dissolved in it. Various xanthates (butyl, amyl, hexyl, isobutyl, isopropyl), aeroflot (dialkyl or diaryldithiophosphates) and various combinations thereof can be used as sulfhydryl collector, and any alcohol blowing agent can be used as a blowing agent. In order to recover lead and precious metals from pulp flotation tailings, the chamber product is processed by gravity to obtain a gravity concentrate and gravity tailings.
Получаемые флотационный и гравитационный концентраты, в которые извлекается до 80-90% серебра, золота и свинца, содержащихся в штейне, сушат и плавят совместно с исходным концентратом. Хвосты обогатительной переработки штейна являются отвальным продуктом и могут использоваться в качестве сырья для производства цветных металлов и серы.The resulting flotation and gravity concentrates, in which up to 80-90% of silver, gold and lead contained in matte are recovered, are dried and melted together with the initial concentrate. Matte enrichment tailings are a waste product and can be used as raw materials for the production of non-ferrous metals and sulfur.
Состав смеси на плавку исходного концентрата в заявляемом способе определяется в основном содержанием галенита и шлакообразующих оксидов в концентрате. По данным лабораторных исследований и испытаний массовая доля свинцового концентрата в шихте находится на уровне 58÷67%, железорудного концентрата или пиритного огарка 12÷16%, углеродистого восстановителя 2,2÷3,0%, остальное - карбонат натрия и карбонат кальция. При этом количество каждого из указанных шлакообразующих флюсов в смеси берется в расчете на образование легкоплавкого и жидкотекучего при 1300÷1350°С шлака с примерной массовой долей, %: 15÷25 Na2O, 15÷25 CaO, 50÷65 SiO2.The composition of the mixture for melting the initial concentrate in the present method is determined mainly by the content of galena and slag-forming oxides in the concentrate. According to laboratory studies and tests, the mass fraction of lead concentrate in the charge is at the level of 58 ÷ 67%, iron ore concentrate or pyrite cinder is 12 ÷ 16%, carbon reducing agent is 2.2 ÷ 3.0%, the rest is sodium carbonate and calcium carbonate. The amount of each of the specified slag-forming fluxes in the mixture is calculated on the basis of the formation of low-melting and liquid-flowing slag at 1300 ÷ 1350 ° С with an approximate mass fraction,%: 15 ÷ 25 Na 2 O, 15 ÷ 25 CaO, 50 ÷ 65 SiO 2 .
При корректировке кислотности пульпы нерастворимого осадка необходимый и достаточный предел рН среды, равный 3,0-6,5, выбран на основании экспериментальных данных. Кислотность среды выше рН 6,5 не обеспечивает достаточную степень сульфидирования и сульфатизации поверхности кристаллов металлического свинца и соответственно при флотации снижается извлечение свинца и благородных металлов в пенный продукт. При кислотности ниже рН 3,0 показатели флотации не улучшаются, но возрастает химическая агрессивность среды, что требует применения специального дорогостоящего антикоррозионного покрытия оборудования.When adjusting the acidity of the pulp of an insoluble precipitate, the necessary and sufficient limit of the pH of the medium, equal to 3.0-6.5, is selected on the basis of experimental data. The acidity of the medium above pH 6.5 does not provide a sufficient degree of sulfidation and sulfatization of the surface of the crystals of metallic lead and, accordingly, flotation reduces the recovery of lead and noble metals in the foam product. At an acidity below pH 3.0, flotation indices do not improve, but the chemical aggressiveness of the medium increases, which requires the use of special expensive anti-corrosion coating equipment.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного составом смеси на плавку исходного концентрата и введением новых операций - выщелачивания штейна в воде с получением пульпы, измельчения нерастворимого осадка в пульпе, пенной флотации пульпы и гравитации хвостов флотации с получением флотационного и гравитационного концентратов, которые объединяют и плавят совместно с исходным концентратом. 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 mixture composition for melting the initial concentrate and the introduction of new operations - leaching matte in water to produce pulp, grinding insoluble sediment in the pulp, foam flotation of the pulp and gravity of the flotation tailings to obtain flotation and gravity concentrates, which combine and melt together with the initial concentrate. 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 сульфидных концентратов, содержащих свинец, цветные и благородные металлы, соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает повышение извлечения благородных металлов и свинца в свинцовый сплав при переработке концентратов, полученных при обогащении серебросодержащих руд, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method of processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals, meets the requirement of "inventive step", as it provides increased extraction of noble metals and lead into a lead alloy during the processing of concentrates obtained by processing silver-containing ores, which does not follow explicitly from the known prior art.
Примеры использования заявляемого способаExamples of the use of the proposed method
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали флюсы и добавки, измельченные до крупности менее 0,5 мм, свинцовые концентраты, полученные при обогатительной переработке руды месторождения «Гольцовое» (Магаданская обл.), пиритный огарок сернокислотного завода (СКЗ) Приаргунского производственного горно-химического объединения (ПГХО). Составы концентратов приведены в таблице 1.For experimental verification of the proposed method used fluxes and additives, crushed to a particle size of less than 0.5 mm, lead concentrates obtained during the processing of ore from the Goltsovoye deposit (Magadan region), pyrite cinder of the sulfuric acid plant (SCZ) of the Priargunsky mining and chemical association (PHO). The compositions of the concentrates are shown in table 1.
Составы перерабатываемых концентратов Table 1
Compositions of processed concentrates
Компоненты шихты взвешивали на лабораторных весах и усредняли, готовую смесь помещали в графитошамотовый тигель ТГ-10. Тигель с шихтой загружали в шахтную печь сопротивления с карбидокремниевыми электронагревателями и выдерживали при температуре 1250°С в течение 90 минут. По окончании выдержки тигель с расплавом охлаждали в печи со скоростью 10-20 градусов в час путем регулируемого понижения токовой нагрузки на нагревателях. По достижении температуры в камере печи 300°С тигель выгружали и охлаждали до комнатной температуры. Продукты плавки - шлак, штейн и веркблей - извлекали из тигля, разделяли по границе ликвации, взвешивали и анализировали на содержание элементов пробирным и химическим методами анализа. Данные по составу шихты, выходу продуктов плавки, содержанию в них серебра, железа и цветных металлов приведены в таблице 2.The components of the charge were weighed on a laboratory balance and averaged, the finished mixture was placed in a graphite chamotte crucible TG-10. The crucible with the charge was loaded into a resistance shaft furnace with silicon carbide electric heaters and kept at a temperature of 1250 ° C for 90 minutes. At the end of the exposure, the crucible with the melt was cooled in the furnace at a speed of 10-20 degrees per hour by controlled reduction of the current load on the heaters. Upon reaching a temperature in the furnace chamber of 300 ° C, the crucible was unloaded and cooled to room temperature. The smelting products — slag, matte and verkble — were removed from the crucible, separated along the segregation boundary, weighed, and analyzed for elemental content by assay and chemical analysis methods. Data on the composition of the charge, the yield of smelting products, the content of silver, iron and non-ferrous metals in them are shown in table 2.
Куски штейна массой 361,0 г помещали в лабораторный реактор и заливали водой в соотношении Т:Ж=1:1. Штейн в течение 30÷40 минут диспергировался, превращаясь в дисперсный осадок черного цвета. Полученную пульпу перемешивали, переносили в лабораторную шаровую мельницу и измельчали до крупности 95÷97% класса минус 0,074 мм. Пульпу переносили в камеру лабораторной установки флотации, обрабатывали серной кислотой до снижения рН среды от 12 до 6,5 и агитировали в течение 15 минут. Подготовленную пульпу при содержании твердого около 40% обрабатывали в течение трех минут бутиловым ксантогенатом калия из расчета 80÷130 г на 1 т питания и вспенивателем Т-80 из расчета 10÷20 г на 1 т питания, после чего проводили флотацию в течение трех минут. Полученный пенный продукт сушили. Выход пенного продукта составил 54,8 г, по данным пробирного и химического анализа флотоконцентрат штейна содержал, в мас.%: 1,314 серебра; 42,0 свинца; 30,4 железа; 17,2 серы; 1,12 меди; 0,13 сурьмы.Pieces of matte weighing 361.0 g were placed in a laboratory reactor and poured with water in the ratio T: W = 1: 1. Matte dispersed within 30–40 minutes, turning into a black disperse. The resulting pulp was mixed, transferred to a laboratory ball mill and crushed to a particle size of 95–97% of class minus 0.074 mm. The pulp was transferred to the chamber of the laboratory flotation unit, treated with sulfuric acid until the pH of the medium decreased from 12 to 6.5 and agitated for 15 minutes. The prepared pulp with a solid content of about 40% was treated for three minutes with potassium butyl xanthate at the rate of 80 ÷ 130 g per 1 ton of food and T-80 blowing agent at the rate of 10 ÷ 20 g per 1 ton of food, after which flotation was carried out for three minutes . The resulting foam product was dried. The foam product yield was 54.8 g; according to assay and chemical analysis, matte flotation concentrate contained, in wt.%: 1,314 silver; 42.0 lead; 30.4 iron; 17.2 sulfur; 1.12 copper; 0.13 antimony.
Хвосты флотации пульпы перерабатывали на концентрационном столе СКО-0,5 со шламовым исполнением деки. Полученные продукты сушили и взвешивали. Гравитационный концентрат массой 19,2 г содержал, мас.%: 2,969 серебра; 78,0 свинца; 9,4 железа; 5,3 серы; 0,27 меди; 0,05 сурьмы. Хвосты стола массой 273,0 г содержали, мас.%: 0,051 серебра; 1,65 свинца; 59,4 железа; 33,6 серы; 2,97 меди; 0,32 сурьмы.Pulp flotation tailings were processed on a SKO-0.5 concentration table with a slurry deck. The resulting products were dried and weighed. Gravity concentrate weighing 19.2 g contained, wt.%: 2,969 silver; 78.0 lead; 9.4 iron; 5.3 sulfur; 0.27 copper; 0.05 antimony. The tails of the table weighing 273.0 g contained, wt.%: 0,051 silver; 1.65 lead; 59.4 iron; 33.6 sulfur; 2.97 copper; 0.32 antimony.
Флотационный и гравитационный концентраты опыта 1 смешали с исходными свинцовыми концентратами, флюсами и добавками и проплавили по методике опыта 1. Данные по составу шихты опыта 2, выходу продуктов плавки и содержанию в них серебра, железа и цветных металлов приведены в таблице 2.The flotation and gravity concentrates of experiment 1 were mixed with the initial lead concentrates, fluxes and additives and melted according to the method of experiment 1. Data on the composition of the charge of experiment 2, the yield of smelting products and their silver, iron and non-ferrous metals are given in table 2.
Результаты опытов разделительной плавки свинцовых концентратов table 2
The results of the experiments of separation smelting lead concentrates
Полученные в опыте 1 данные (таблица 2) и расчеты показывают, что при разделительной плавке исходных свинцовых концентратов по заявляемому способу получают шлаки с низким остаточным содержанием серебра на уровне 0,002%. В металлическую фазу - веркблей - извлекается 78,1% серебра, 90,6% свинца, 90,8% сурьмы и 6,6% меди. В штейн извлекается 91,0% меди, 9,0% свинца, 8,48% сурьмы и 21,7% серебра.The data obtained in experiment 1 (table 2) and calculations show that when separating the initial lead concentrates by the present method, slags with a low residual silver content of 0.002% are obtained. 78.1% of silver, 90.6% of lead, 90.8% of antimony and 6.6% of copper are recovered in the metal phase - verkbley. 91.0% copper, 9.0% lead, 8.48% antimony and 21.7% silver are extracted in matte.
При флотационно-гравитационной переработке нерастворимого осадка во флотационный и гравитационный концентраты извлеклось 90,2% серебра и 89,7% свинца, задолженных в штейне. Результаты опыта 2 (таблица 2) показывают, что в полном цикле операций по заявляемому способу достигается извлечение в свинцовый сплав 94% серебра, 95% свинца. Около 3,7% серебра задолживается в оборотном флотационном и гравитационном концентрате, 2,1% серебра переходит в отвальные хвосты обогатительной переработки штейна и 0,2% - в отвальные шлаки.During flotation-gravity processing of insoluble sediment, 90.2% of silver and 89.7% of lead owed in matte were extracted into flotation and gravity concentrates. The results of experiment 2 (table 2) show that in the full cycle of operations by the present method, extraction of 94% silver and 95% lead into lead alloy is achieved. About 3.7% of silver is owed in flotation and gravity concentrate, 2.1% of silver goes to dump tailings for matte processing and 0.2% to waste slag.
Пример использования способа-прототипаAn example of using the prototype method
Для сравнения показателей заявляемого способа и способа-прототипа провели опыт переработки свинцовых концентратов по технологии способа-прототипа. Навески концентратов массой по 500,0 г смешали с флюсами - карбонатом натрия, карбонатом кальция, сульфатом кальция и древесным углем. Шихту загрузили в графитошамотовый тигель ТГ-10 и проплавили в электрической печи сопротивления при температуре 1250°С в течение 90 минут. По окончании плавки расплав из тигля слили в чугунную коническую изложницу и охлаждали при комнатной температуре. Охлажденные продукты - шлак и штейн первичный - разделили, взвесили и проанализировали на содержание благородных и цветных металлов.To compare the performance of the proposed method and the prototype method, an experiment was conducted on the processing of lead concentrates using the technology of the prototype method. Samples of concentrates weighing 500.0 g were mixed with fluxes - sodium carbonate, calcium carbonate, calcium sulfate and charcoal. The mixture was loaded into a graphite chamotte crucible TG-10 and melted in an electric resistance furnace at a temperature of 1250 ° C for 90 minutes. After melting, the melt from the crucible was poured into a cast iron conical mold and cooled at room temperature. Chilled products - primary slag and matte - were separated, weighed and analyzed for the content of noble and non-ferrous metals.
Первичный штейн затем дробили до крупности менее 2 мм, смешивали с чугунной стружкой, сульфатом натрия и древесным углем. Смесь загружали в графитошамотовый тигель. Поверх шихты в качестве защитной покрышки засыпали 100,0 г шлака от плавки исходного концентрата. Тигель с шихтой выдерживали при 1150°С в печи в течение 90 минут. По окончании выдержки тигель извлекали из печи, расплав сливали в изложницу и охлаждали до комнатной температуры. Полученные продукты - вторичный штейн и веркблей - разделяли по границе раздела, взвешивали и анализировали на содержание благородных и цветных металлов. Результаты опытов обогатительной плавки исходного концентрата и разделительной плавки первичного штейна приведены в таблице 3.The primary matte was then crushed to a particle size of less than 2 mm, mixed with cast iron shavings, sodium sulfate and charcoal. The mixture was loaded into a graphite chamotte crucible. 100.0 g of slag from smelting of the initial concentrate was poured over the charge as a protective coating. The crucible with the charge was kept at 1150 ° C in an oven for 90 minutes. At the end of the exposure, the crucible was removed from the furnace, the melt was poured into the mold and cooled to room temperature. The resulting products — secondary matte and werkbley — were separated at the interface, weighed, and analyzed for the content of noble and non-ferrous metals. The results of the experiments of dressing smelting of the initial concentrate and separation smelting of primary matte are shown in table 3.
Полученные данные и расчеты показывают, что в свинцовый сплав (веркблей) - по способу-прототипу извлекается 77,04% серебра и 90,03% свинца, во вторичном штейне соответственно задолживается 22,96% серебра и 9,97% свинца.The obtained data and calculations show that 77.04% of silver and 90.03% of lead are extracted into the lead alloy (verkbley) by the prototype method, and 22.96% of silver and 9.97% of lead are respectively owed in secondary matte.
Таким образом, заявляемый способ за счет введения операций обогатительной переработки штейна и плавки получаемых флотационного и гравитационного концентратов совместно с исходным концентратом позволяет повысить извлечение в свинцовый сплав серебра на 17% и свинца - на 5%.Thus, the claimed method due to the introduction of operations for the processing of matte and smelting of the resulting flotation and gravity concentrates together with the initial concentrate can increase the extraction of silver into a lead alloy by 17% and lead by 5%.
Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе, запланированы его полупромышленные испытания на базе ОАО "Иргиредмет".To prove the criterion of "industrial use", the claimed method has been tested on an enlarged scale, its semi-industrial tests are planned on the basis of OJSC "Irgiredmet".
Источники информацииInformation sources
1. Патент РФ №2162897 МПК7 С22В 11/02. Способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов /С.Б.Полонский, В.И.Седых, И.М.Седых (Россия) - опубл. 10.02.2001 г., БИПМ №4, ч. II.1. RF patent №2162897 IPC 7 С22В 11/02. The method of extraction of precious metals from silver-containing concentrates / S. B. Polonsky, V. I. Sedykh, I. M. Sedykh (Russia) - publ. 02/10/2001, BIPM No. 4, part II.
2. Патент РФ №2219264 МПК7 С22В 11/02. Способ переработки концентратов, содержащих цветные и благородные металлы /С.Г.Рыбкин, Ю.Л.Николаев, Е.П.Николаева, С.Б.Полонский (Россия) - опубл. 20.12.2003 г., БИПМ №35, ч. II - прототип.2. RF patent №2219264 IPC 7 С22В 11/02. A method of processing concentrates containing non-ferrous and precious metals / S.G. Rybkin, Yu.L. Nikolayev, E.P. Nikolayeva, S.B.Polonsky (Russia) - publ. 12/20/2003, BIPM No. 35, part II - prototype.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006114192/02A RU2316606C1 (en) | 2006-04-25 | 2006-04-25 | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006114192/02A RU2316606C1 (en) | 2006-04-25 | 2006-04-25 | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2316606C1 true RU2316606C1 (en) | 2008-02-10 |
Family
ID=39266256
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2006114192/02A RU2316606C1 (en) | 2006-04-25 | 2006-04-25 | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2316606C1 (en) |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2490343C1 (en) * | 2012-04-10 | 2013-08-20 | Леонид Асхатович Мазитов | Method for obtaining gold from fine rock |
| RU2495145C1 (en) * | 2012-03-01 | 2013-10-10 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Separation method of copper-nickel nis matte |
| RU2499848C2 (en) * | 2011-09-14 | 2013-11-27 | Открытое акционерное общество "Сибирский завод электротермического оборудования" "ОАО "Сибэлектротерм" | Plasma-carbon production method of rare-earth metals, and device for its implementation |
| RU2501867C1 (en) * | 2012-09-24 | 2013-12-20 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals |
| RU2506329C1 (en) * | 2012-08-03 | 2014-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Processing method of sulphide concentrates containing precious metals |
| US9885095B2 (en) | 2014-01-31 | 2018-02-06 | Goldcorp Inc. | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
| 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 |
-
2006
- 2006-04-25 RU RU2006114192/02A patent/RU2316606C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2499848C2 (en) * | 2011-09-14 | 2013-11-27 | Открытое акционерное общество "Сибирский завод электротермического оборудования" "ОАО "Сибэлектротерм" | Plasma-carbon production method of rare-earth metals, and device for its implementation |
| RU2495145C1 (en) * | 2012-03-01 | 2013-10-10 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Separation method of copper-nickel nis matte |
| RU2490343C1 (en) * | 2012-04-10 | 2013-08-20 | Леонид Асхатович Мазитов | Method for obtaining gold from fine rock |
| RU2506329C1 (en) * | 2012-08-03 | 2014-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Processing method of sulphide concentrates containing precious metals |
| RU2501867C1 (en) * | 2012-09-24 | 2013-12-20 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals |
| US9885095B2 (en) | 2014-01-31 | 2018-02-06 | Goldcorp Inc. | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
| US10370739B2 (en) | 2014-01-31 | 2019-08-06 | Goldcorp, Inc. | Stabilization process for an arsenic solution |
| US11124857B2 (en) | 2014-01-31 | 2021-09-21 | Goldcorp Inc. | Process for separation of antimony and arsenic from a leach solution |
| 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 |
|---|---|---|
| Anderson | The metallurgy of antimony | |
| Sinclair | The extractive metallurgy of zinc | |
| RU2316606C1 (en) | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals | |
| CN111118303A (en) | Method for preparing zinc hypoxide by oxygen pressure leaching of zinc smelting solid waste slag | |
| JPH059495B2 (en) | ||
| WO1998036102A1 (en) | Refining zinc sulphide ores | |
| EP0079179B1 (en) | Dore slag treatment | |
| JP7299592B2 (en) | beneficiation method | |
| AU2004221471B2 (en) | Recovery of metal values from cermet | |
| CN109207726A (en) | From low-grade containing the method for recycling antimony gold in golden antimony sulfide ore | |
| US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| CN110453079B (en) | Method for efficiently recovering silver in lead-silver slag by melting-fuming method | |
| US3799764A (en) | Roasting of copper sulfide concentrates combined with solid state segregation reduction to recover copper | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| EP0038124B1 (en) | Low temperature, non-so2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material | |
| CN114774676B (en) | Method for enriching metal and material for refining metal | |
| CN110373539B (en) | Method for strengthening gold enrichment of refractory gold ore by direct smelting | |
| RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
| Randhawa et al. | Characteristics and processing of copper refinery anode slime | |
| US4120697A (en) | Segregation-separation of copper from nickel in copper-nickel sulfide concentrates | |
| RU2506329C1 (en) | Processing method of sulphide concentrates containing precious metals | |
| CN113584322B (en) | Smelting method and smelting system for copper-lead-zinc containing concentrate | |
| RU2324749C1 (en) | Method of gold extraction from mining concentrates | |
| RU2755136C1 (en) | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180426 |