RU2321648C1 - Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate - Google Patents
Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2321648C1 RU2321648C1 RU2006128115/02A RU2006128115A RU2321648C1 RU 2321648 C1 RU2321648 C1 RU 2321648C1 RU 2006128115/02 A RU2006128115/02 A RU 2006128115/02A RU 2006128115 A RU2006128115 A RU 2006128115A RU 2321648 C1 RU2321648 C1 RU 2321648C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- alkali
- arseno
- silver
- concentrate
- Prior art date
Links
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для избирательного извлечения золота из гравитационных и флотационных концентратов золотоизвлекательных фабрик при доводке золотосодержащих продуктов до кондиции аффинажа.The invention relates to the metallurgy of noble metals and can be used for the selective extraction of gold from gravity and flotation concentrates of gold recovery plants when refining gold-containing products to the condition of refining.
Известен способ извлечения благородных металлов из золоторудных концентратов в условиях пробирной плавки (950-1150°С). Золоторудный концентрат шихтуют с окисью свинца, восстановителем (углем, мукой и пр.), а также флюсами (содой, бурой, кремнеземом) для ошлакования породообразующих и плавят, например, в тигельных печах. В процессе плавки происходит восстановление свинца из его окиси, представленной дисперсным порошком. Образующийся в результате восстановления тонкодисперсный свинец концентрирует в себе благородные металлы, присутствующие в шихте. (Пробоотбирание и анализ благородных металлов. Барышников И.Ф., Попова Н.Н., Оробинская В.А. и др., М., Металлургия. - 1978, 432 с.). При переработке арсенопиритных концентратов плавке предшествует операция двухстадиального окислительного обжига материала с целью последовательного глубокого удаления мышьяка и, на второй стадии, серы в виде соответствующих газообразных соединений.A known method of extracting precious metals from gold ore concentrates in the conditions of assay smelting (950-1150 ° C). Gold ore concentrate is blended with lead oxide, a reducing agent (coal, flour, etc.), as well as fluxes (soda, brown, silica) for slag formation and melting, for example, in crucible furnaces. In the smelting process, lead is reduced from its oxide, represented by dispersed powder. Fine lead formed as a result of reduction concentrates the noble metals present in the charge. (Sampling and analysis of precious metals. Baryshnikov I.F., Popova N.N., Orobinskaya V.A. et al., M., Metallurgy. - 1978, 432 p.). In the processing of arsenopyrite concentrates, smelting is preceded by the operation of two-stage oxidative firing of the material with the aim of sequential deep removal of arsenic and, in the second stage, sulfur in the form of corresponding gaseous compounds.
К недостаткам способа относятся:The disadvantages of the method include:
- высокая температура процесса;- high process temperature;
- необходимость предварительного обжига арсенопиритных золотосодержащих концентратов.- the need for preliminary firing of arsenopyrite gold-bearing concentrates.
Наиболее близким к заявляемому является способ извлечения золота из золоторудных концентратов в свинцовый сплав, включающий диспергирование расплавленного свинца при интенсивном механическом перемешивании его лопастной мешалкой совместно с золотосодержащим концентратом в присутствии расплавленной щелочи (NaOH), при весовом отношении концентрат:щелочь, равном 1:(1÷3), и температуре 400-550°С, в зависимости от минералогического состава концентрата. При переработке арсенопиритных концентратов температура, обеспечивающая высокое извлечение золота (99,9%), должна составлять не ниже 550°С, продолжительность перемешивания 40 мин и отстаивания 15 мин. При этом расход щелочи по отношению к массе концентрата, составляет 3:1 (Способ извлечения золота из золоторудного сырья. RU 2259410 C1, C22B 11/02).Closest to the claimed is a method of extracting gold from gold ore concentrates into a lead alloy, comprising dispersing molten lead with intensive mechanical stirring with a paddle mixer together with a gold-containing concentrate in the presence of molten alkali (NaOH), with a weight ratio of concentrate: alkali equal to 1: (1 ÷ 3), and a temperature of 400-550 ° C, depending on the mineralogical composition of the concentrate. When processing arsenopyrite concentrates, the temperature ensuring high gold recovery (99.9%) should be at least 550 ° C, the duration of mixing is 40 minutes and settling is 15 minutes. The consumption of alkali in relation to the mass of the concentrate is 3: 1 (Method for extracting gold from gold ore. RU 2259410 C1, C22B 11/02).
К недостаткам способа следует отнести:The disadvantages of the method include:
- высокий расход щелочи (NaOH) при переработке арсенопиритных концентратов, составляющий 300% от массы золоторудного сырья;- high consumption of alkali (NaOH) in the processing of arsenopyrite concentrates, amounting to 300% by weight of gold ore;
- высокую температуру процесса - 550°С;- high process temperature - 550 ° C;
- значительную продолжительность контакта компонентов системы (40 мин перемешивания и 15 мин отстаивания).- a significant duration of contact of the system components (40 min stirring and 15 min settling).
Техническим результатом предлагаемого изобретения является снижение расхода NaOH при осуществлении процесса и снижение температуры системы при высокой скорости осуществления глубокого извлечения золота и серебра в расплавленный свинец.The technical result of the invention is to reduce the consumption of NaOH during the process and lower the temperature of the system at a high rate of deep extraction of gold and silver in molten lead.
Технический результат достигается способом извлечения золота из арсенопиритных золоторудных концентратов в расплавленный свинец в присутствии расплавленной щелочи, при интенсивном механическом перемешивании системы лопастной мешалкой в течение 8-10 мин, при температуре 330-350°С и весовом отношении концентрат:NaOH, равном 1:(0,8÷1).The technical result is achieved by the method of extracting gold from arsenopyrite gold ore concentrates into molten lead in the presence of molten alkali, with intensive mechanical stirring of the system with a paddle mixer for 8-10 minutes, at a temperature of 330-350 ° C and a weight ratio of concentrate: NaOH equal to 1 :( 0.8 ÷ 1).
Процесс характеризуется разложением арсенопирита, являющегося ответственным за концентрирование золота в рудном материале, при температуре 330-350°С с накапливанием элементарного мышьяка и, что особенно важно, соединения мышьяка с золотом (AsxAuy), отличительной особенностью которых является высокая скорость растворения в расплавленном свинце.The process is characterized by the decomposition of arsenopyrite, which is responsible for the concentration of gold in the ore material, at a temperature of 330-350 ° C with the accumulation of elemental arsenic and, most importantly, the combination of arsenic with gold (As x Au y ), the distinguishing feature of which is the high dissolution rate in molten lead.
Коллектирование благородных металлов расплавом свинца в отличие от прототипа протекает при температуре 330-350°С, и при этом достигаются высокие показатели извлечения золота в широком интервале изменения содержания мышьяка в арсенопиритном концентрате (от 0,5 до 27%).Collecting precious metals with lead melt, unlike the prototype, proceeds at a temperature of 330-350 ° C, and high gold recovery rates are achieved in a wide range of changes in the arsenic content in arsenopyrite concentrate (from 0.5 to 27%).
В расплаве щелочи в температурном интервале 330-350°С процесс разложения арсенопирита завершается образованием элементарного мышьяка и его соединений с золотом, эффективно экстрагирующихся в свинцовый сплав. Дальнейшее повышение температуры связано с последовательным окислением мышьяка до As (III) и As (V) в щелочном плаве, содержащем кислород, абсорбированный из воздуха. Накапливание кислородных соединений мышьяка в щелочи, как правило, способствует резкому увеличению вязкости щелочного плава, что приводит к повышению расхода щелочи для поддержания жидкотекучести системы.In the alkali melt in the temperature range 330-350 ° C, the decomposition of arsenopyrite is completed by the formation of elemental arsenic and its compounds with gold, which are effectively extracted into the lead alloy. A further increase in temperature is associated with the sequential oxidation of arsenic to As (III) and As (V) in an alkaline melt containing oxygen absorbed from air. The accumulation of oxygen compounds of arsenic in alkali, as a rule, contributes to a sharp increase in the viscosity of alkaline melt, which leads to an increase in alkali consumption to maintain fluidity of the system.
Предлагаемый температурный интервал реализации способа 330-350°С. Нижняя граница обусловлена температурами плавления свинца и щелочи (NaOH) - 327 и 330°С соответственно. Верхний температурный предел 350°С обусловлен необходимостью исключения окислительных процессов с участием мышьяка. По мере роста температуры с 350 до 650°С наблюдается закономерное снижение извлечения золота. Последнее обусловлено возрастающей вязкостью системы и покровообразованием на поверхности экстрагируемых золотых частиц, что вынуждает увеличивать продолжительность процесса.The proposed temperature range for the implementation of the method 330-350 ° C. The lower boundary is due to the melting points of lead and alkali (NaOH) - 327 and 330 ° C, respectively. The upper temperature limit of 350 ° C is due to the need to exclude oxidative processes involving arsenic. As the temperature rises from 350 to 650 ° C, a regular decrease in gold recovery is observed. The latter is due to the increasing viscosity of the system and the formation of coatings on the surface of the extracted gold particles, which forces to increase the duration of the process.
Способ описан в примерах.The method is described in the examples.
Опыты проводили с гравитационными золотосодержащими концентратами следующего состава, %:The experiments were carried out with gravitational gold-bearing concentrates of the following composition,%:
1. FeS2 - 17,5; FeS - 15,1; FeAsS - 58,7; SiO2 - 8,3; Al2О3 - 0,8, содержащий Au - 489 г/т и Ag - 1120 г/т.1. FeS 2 - 17.5; FeS - 15.1; FeAsS - 58.7; SiO 2 8.3; Al 2 O 3 - 0.8, containing Au - 489 g / t and Ag - 1120 g / t.
2. FeS2 - 47,4; FeS - 45,1; FeAsS - 1,8; SiO2 - 3,1; Al2О3 - 2,6, содержащий Au - 630 г/т и Ag - 575 г/т.2. FeS 2 - 47.4; FeS 45.1; FeAsS - 1.8; SiO 2 - 3.1; Al 2 O 3 - 2.6, containing Au - 630 g / t and Ag - 575 g / t.
Во всех опытах 10 кг исходных концентратов шихтовали с 5 кг щелочи (NaOH) и 0,5 дм3 воды, сушили и спекали при температуре 220-230°С в течение 30 мин.In all experiments, 10 kg of the starting concentrates were burnt with 5 kg of alkali (NaOH) and 0.5 dm 3 of water, dried and sintered at a temperature of 220-230 ° C for 30 minutes.
Пример 1 (по прототипу). В реторту печи загружали 10 кг свинца и 25 кг NaOH. Содержимое реторты расплавляли и температуру расплава доводили до 550°С. Включали перемешивание и загружали спек, содержащий гравитационный золотой концентрат 1. Продолжительность загрузки 15 мин, перемешивания 40 мин, отстаивания 15 мин. Открытием клапана из реторты печи сливали свинцовый сплав и, в отдельную изложницу, шлак. Нерастворимый остаток выщелачивания щелочного плава в воде анализировали на содержание золота и серебра. Содержание золота и серебра составило 0,4 и 0,9 г/т, соответственно.Example 1 (prototype). 10 kg of lead and 25 kg of NaOH were loaded into the furnace retort. The contents of the retort were melted and the melt temperature was brought to 550 ° C. Stirring was turned on and a cake containing gravitational gold concentrate 1 was loaded. Duration of loading 15 minutes, mixing 40 minutes, settling 15 minutes. By opening the valve, the lead alloy and the slag were poured from the furnace retort. The insoluble alkaline melt leach residue in water was analyzed for gold and silver. The content of gold and silver was 0.4 and 0.9 g / t, respectively.
Свинцовый сплав массой 9,9 кг анализировали на содержание золота и серебра. Оно составило 493,4 г/т по золоту и 1130,8 г/т по серебру, что соответствует извлечению обоих металлов на уровне 99,9%.A 9.9 kg lead alloy was analyzed for gold and silver. It amounted to 493.4 g / t for gold and 1130.8 g / t for silver, which corresponds to the recovery of both metals at the level of 99.9%.
Пример 2 (по заявляемому способу). В реторту печи загружали 10 кг свинца и 5 кг NaOH. Содержимое реторты расплавляли и температуру расплава доводили до 340 (±5)°С. Включали перемешивание и загружали спек, содержащий гравитационный золотой концентрат 1. Продолжительность загрузки 15 мин, перемешивания 10 мин, отстаивания 10 мин. После раздельного выливания свинцового сплава и щелочного плава, анализировали на содержание благородных металлов нерастворимый остаток водного выщелачивания щелочного плава и свинцовый сплав. Содержание золота в первом 0,13 г/т, серебра 0,4 г/т. Свинцовый сплав массой 12,43 кг содержал 393,3 г/т золота и 900,8 г/т серебра, что соответствует извлечению обоих металлов на уровне 99,9%.Example 2 (by the present method). 10 kg of lead and 5 kg of NaOH were loaded into the furnace retort. The contents of the retort were melted and the melt temperature was adjusted to 340 (± 5) ° C. Mixing was turned on and a cake containing gravitational gold concentrate 1 was loaded. The duration of the load was 15 minutes, the stirring was 10 minutes, and the settling was 10 minutes. After separate pouring of the lead alloy and alkaline melt, the insoluble residue of aqueous leaching of alkali melt and lead alloy were analyzed for the content of noble metals. The gold content in the first 0.13 g / t, silver 0.4 g / t. The lead alloy weighing 12.43 kg contained 393.3 g / t of gold and 900.8 g / t of silver, which corresponds to the recovery of both metals at the level of 99.9%.
Пример 3 (по прототипу). В реторту печи загружали 10 кг свинца и 25 кг NaOH. Содержимое реторты расплавляли и температуру расплава доводили до 550°С. Включали перемешивание и загружали спек, содержащий гравитационный золотой концентрат 2. Продолжительность загрузки 15 мин, перемешивания 40 мин, отстаивания 15 мин. Открытием клапана из реторты печи сливали свинцовый сплав и, в отдельную изложницу, шлак. Нерастворимый остаток выщелачивания щелочного плава в воде анализировали на содержание золота и серебра. Содержание золота и серебра составило 0,5 и 0,8 г/т соответственно.Example 3 (prototype). 10 kg of lead and 25 kg of NaOH were loaded into the furnace retort. The contents of the retort were melted and the melt temperature was brought to 550 ° C. Stirring was turned on and a cake containing gravitational gold concentrate 2 was loaded. Duration of loading 15 minutes, mixing 40 minutes, settling 15 minutes. By opening the valve, the lead alloy and the slag were poured from the furnace retort. The insoluble alkaline melt leach residue in water was analyzed for gold and silver. The content of gold and silver was 0.5 and 0.8 g / t, respectively.
Свинцовый сплав массой 9,87 кг анализировали на содержание золота и серебра. Оно составило 637,8 г/т по золоту и 581,8 г/т по серебру, что соответствует извлечению обоих металлов на уровне 99,9%.A 9.87 kg lead alloy was analyzed for gold and silver. It amounted to 637.8 g / t for gold and 581.8 g / t for silver, which corresponds to the recovery of both metals at the level of 99.9%.
Пример 4 (по заявляемому способу). В реторту печи загружали 10 кг свинца и 5 кг NaOH. Содержимое реторты расплавляли и температуру расплава доводили до 340 (±5)°С. Включали перемешивание и загружали спек, содержащий гравитационный золотой концентрат 2. Продолжительность загрузки 15 мин, перемешивания 10 мин, отстаивания 10 мин. После раздельного выливания свинцового сплава и щелочного плава анализировали на содержание благородных металлов нерастворимый остаток водного выщелачивания щелочного плава и свинцовый сплав. Содержание золота в первом 0,22 г/т, серебра 0,11 г/т. Свинцовый сплав массой 10,75 кг содержал 585,8 г/т золота и 534,3 г/т серебра, что соответствует извлечению обоих металлов на уровне 99,9%.Example 4 (by the present method). 10 kg of lead and 5 kg of NaOH were loaded into the furnace retort. The contents of the retort were melted and the melt temperature was adjusted to 340 (± 5) ° C. Mixing was turned on and a cake containing gravitational gold concentrate 2 was loaded. Duration of loading 15 minutes, mixing 10 minutes, settling 10 minutes. After separate pouring of the lead alloy and alkaline melt, the insoluble residue of aqueous leaching of alkaline melt and lead alloy were analyzed for the content of noble metals. The gold content in the first 0.22 g / t, silver 0.11 g / t. The lead alloy weighing 10.75 kg contained 585.8 g / t of gold and 534.3 g / t of silver, which corresponds to the recovery of both metals at the level of 99.9%.
Из приведенных примеров следует, что по заявляемому способу обеспечивается глубокое извлечение благородных металлов из арсенопиритных золотосодержащих концентратов, но, в отличие от прототипа, при реализации заявляемого способа, данный результат достигается при меньшей температуре (340°С), за меньший промежуток времени (10 мин) и при меньшем расходе щелочи (NaOH).From the above examples it follows that the present method provides for the deep extraction of precious metals from arsenopyrite gold-bearing concentrates, but, unlike the prototype, when implementing the inventive method, this result is achieved at a lower temperature (340 ° C), in a shorter period of time (10 min ) and with a lower consumption of alkali (NaOH).
Получаемые сплавы свинца с мышьяком, золотом и серебром могут быть переработаны известными металлургическими приемами. Мышьяк удаляют окислительным щелочным рафинированием, а золото и серебро - цинкованием. Другим вариантом выделения золота и серебра из свинцового сплава является анодное растворение последнего, когда сумма благородных металлов концентрируются в анодном шламе.The resulting alloys of lead with arsenic, gold and silver can be processed by known metallurgical techniques. Arsenic is removed by oxidative alkaline refining, and gold and silver by galvanizing. Another option for the separation of gold and silver from a lead alloy is the anodic dissolution of the latter, when the amount of noble metals are concentrated in the anode sludge.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006128115/02A RU2321648C1 (en) | 2006-08-02 | 2006-08-02 | Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006128115/02A RU2321648C1 (en) | 2006-08-02 | 2006-08-02 | Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2321648C1 true RU2321648C1 (en) | 2008-04-10 |
Family
ID=39366758
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2006128115/02A RU2321648C1 (en) | 2006-08-02 | 2006-08-02 | Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2321648C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112409413A (en) * | 2020-11-26 | 2021-02-26 | 云南锡业研究院有限公司 | Preparation method of benzylarsonic acid |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
-
2006
- 2006-08-02 RU RU2006128115/02A patent/RU2321648C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
| US11578386B2 (en) | 2020-08-18 | 2023-02-14 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
| CN112409413A (en) * | 2020-11-26 | 2021-02-26 | 云南锡业研究院有限公司 | Preparation method of benzylarsonic acid |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
| CN103882240B (en) | A kind of method extracting gold and silver from smelted furnace cinder | |
| US8052774B2 (en) | Method for concentration of gold in copper sulfide minerals | |
| CN105420501A (en) | Process for extracting precious metal from anode slime | |
| AU2012250290B1 (en) | Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag | |
| RU2692135C1 (en) | Processing method of gold-containing antimony concentrate and line for its implementation | |
| RU2316606C1 (en) | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals | |
| RU2321648C1 (en) | Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate | |
| RU2324749C1 (en) | Method of gold extraction from mining concentrates | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| CA2756917C (en) | Method of refining copper bullion comprising antimony and/or arsenic | |
| RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
| RU2259410C1 (en) | Method of recovering gold from gold ore concentrates | |
| Tymbayeva et al. | Studying the impact of alkaline sulfide leaching parameters upon the efficiency of arsenic recovery from copper skimmings of lead production | |
| JP2020147811A (en) | Precious metal recovery method | |
| RU2164538C1 (en) | Method of processing materials containing platinum metals and carbon reducing agent | |
| RU2755136C1 (en) | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace | |
| RU2153014C1 (en) | Method of processing chloride slag containing noble metals | |
| RU2360016C1 (en) | Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates | |
| RU2171856C1 (en) | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron | |
| RU2295580C2 (en) | Method of extraction of noble metals from middlings | |
| RU2506329C1 (en) | Processing method of sulphide concentrates containing precious metals | |
| RU2525959C1 (en) | Processing of gold-bearing inorganic materials including processing of jewellery scrap and gold refining | |
| RU2150521C1 (en) | Method of processing chloride slag containing precious metals | |
| RU2099435C1 (en) | Pyrometallurgical method for recovering precious metals out of gravity concentrates |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110803 |