RU2324749C1 - Способ извлечения золота из рудных концентратов - Google Patents
Способ извлечения золота из рудных концентратов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2324749C1 RU2324749C1 RU2006128807/02A RU2006128807A RU2324749C1 RU 2324749 C1 RU2324749 C1 RU 2324749C1 RU 2006128807/02 A RU2006128807/02 A RU 2006128807/02A RU 2006128807 A RU2006128807 A RU 2006128807A RU 2324749 C1 RU2324749 C1 RU 2324749C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- alloy
- concentrates
- arsenic
- naoh
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для избирательного извлечения золота из рудных арсенопиритных гравитационных и флотационных концентратов золотоизвлекательных фабрик при доводке золотосодержащих продуктов до требований аффинажа. Извлечение золота из рудных арсенопиритных концентратов в металлический сплав ведут в присутствии расплавленной щелочи (NaOH), при интенсивном механическом перемешивании системы лопастной мешалкой. Процесс ведут при температуре 330-350°С и весовом отношении концентрат:NaOH, равном 1-(0,8÷1), в течение 8-15 мин, с выделением частиц золотомышьякового сплава из пульп водного выщелачивания щелочного плава гравитационным методом. Техническим результатом изобретения является исключение введения свинца, снижение температуры и расхода щелочи при высоком извлечении золота.
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.
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. К недостаткам способа относятся:
- высокая температура процесса;
- необходимость предварительного обжига арсенопиритных золотосодержащих концентратов.
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).
К недостаткам способа следует отнести:
- необходимость введения в систему коллектора - металлического свинца;
- высокую температуру процесса - 400-550°С;
- высокий расход щелочи (NaOH) при переработке арсенопиритных концентратов, составляющий 300% от массы золоторудного сырья;
- значительную продолжительность контакта компонентов системы (40 мин перемешивания и 15 мин отстаивания).
Техническим результатом предлагаемого изобретения является исключение из экстракционной системы свинца, уменьшение расхода щелочи примерно в 3 раза, снижение температуры системы до 330-350°С при непременно высоком извлечении золота из концентратов.
Технический результат достигается способом извлечения золота из рудных концентратов, включающим разложение концентрата в расплавленной щелочи (NaOH) при интенсивном механическом перемешивании лопастной мешалкой с переводом золота в сплав и выделением сплава из щелочного плава, отличающимся тем, что извлечение золота ведут из арсенопиритного концентрата при температуре разложения 330-350°С и весовом отношении концентрат: NaOH, равном 1-(0,8÷1), в течение 8-15 мин с переводом золота в золотомышьяковый сплав, выделением золотомышьякового сплава после выщелачивания щелочного плава в воде с отделением частиц золотомышьякового сплава из водных пульп гравитационным методом.
Предлагаемый температурный интервал реализации способа 330-350°С. Нижняя граница обусловлена температурой плавления щелочи (NaOH) - 330°С. Верхний температурный предел 350°С связан с необходимостью исключения окислительных процессов с участием мышьяка. По мере роста температуры (с 350 до 650°С) наблюдается закономерное окисление мышьяка и накапливание его в щелочной среде.
При температуре 330-350°С происходит разложение арсенопиритных и сульфидных минералов в среде расплавленной щелочи с образованием прежде всего элементарного мышьяка, коллектирующего в себе через образование интерметаллических соединений высвободившееся из минеральных форм свободное золото.
В условиях активного перемешивания системы лопастной мешалкой в заданном температурном интервале происходит сегрегация частиц золотомышьякового сплава с образованием зерен крупностью -2÷+0,044 мм, характеризующихся плотностью от 6000 до 9700 кг/м3. Широкий интервал изменения плотности частиц обусловлен различным содержанием золота во вновь образуемом сплаве.
Получаемый щелочной плав, содержащий частицы золотомышьякового сплава и пустой породы, распульповывают в воде и полученную твердожидкую систему направляют на выделение зерен золотомышьякового сплава гравитационными методами.
С учетом разности в плотностях золотомышьякового сплава и пустой породы (2300-2900 кг/м3) удается обеспечить глубокое выделение гравитационными методами (концентрационный стол или центробежные сепараторы) тяжелой (золотомышьяковой) фракции в самостоятельный продукт. При этом извлечение золота из исходного материала составляет 99% и более.
На выход гравитационного продукта оказывает влияние прежде всего содержание мышьяка и золота в исходном рудном арсенопиритном концентрате. В частности, при концентрации мышьяка 0,73-0,95% и золота 0,06-0,12% выход концентрата составлял 1,06-1,4%.
Особенностями золотомышьякового сплава являются:
- выход сплава и, соответственно, извлечение золота уменьшается с увеличением температуры более 350°С, что связано с активированием окислительных взаимодействий с участием мышьяка;
- дисперсность частиц золотомышьякового сплава увеличивается по мере удлинения продолжительности перемешивания фаз более 15 мин (оптимальная продолжительность экстрагирования золота в фазу мышьяка не превышает 8-15 мин).
По причине низкой температуры и скоротечности процесса образования сплавов золота с мышьяком не происходит существенного изменения физико-химических свойств расплава и, соответственно, не требуется большого расхода NaOH в процессе.
Способ описан в примерах.
Опыты проводили с гравитационными золотосодержащими концентратами следующего состава, %:
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.
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.
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.
Пример 1 (по прототипу). В реторту печи загружали 10 кг свинца и 25 кг NaOH (с учетом расходования щелочи на операцию спекания ее суммарный расход составил 300% от массы концентрата). 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.
Свинцовый сплав массой 9,91 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 более 99%.
Пример 2 (по заявляемому способу). В реторту печи загружали 5 кг NaOH (общий расход щелочи с учетом спекания составил 100% от массы концентрата). 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 выливания щелочного плава и выщелачивания его в воде на концентрационном столе проводили разделение твердой составляющей плава. Полученные тяжелую (золотомышьяковую) и легкую (хвостовую) фазы анализировали на содержание благородных металлов. Масса золотомышьяковой фазы составила 2,306 кг. Фазовый анализ показал наличие в ней интерметаллидов типа AsxAuy и ASxAgy, а также свободного мышьяка, содержание в ней золота - 2120,1 г/т, серебра - 4855,6 г/т. Масса легкой (хвостовой) фазы составила 3,2 кг, содержание в ней золота - 0,7 г/т, серебра - 0,9 г/т. Извлечение золота и серебра составило более 99%.
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.
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 более 99%.
Пример 4 (по заявляемому способу). В реторту печи загружали 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 выливания щелочного плава и выщелачивания его в воде на концентрационном столе проводили разделение твердой составляющей плава. Полученные тяжелую (золото-мышьяковую) и легкую (хвостовую) фазы анализировали на содержание благородных металлов. Масса золотомышьяковой фазы составила 0,7 кг. Фазовый анализ показал наличие в ней интерметаллидов типа AsxAuy и AsxAgy, a также свободного мышьяка, содержание в ней золота - 8998,6 г/т, серебра - 8208,6 г/т. Масса легкой (хвостовой) фазы составила 7,1 кг, содержание в ней золота - 0,2 г/т, серебра - 0,5 г/т. Извлечение золота и серебра составило более 99%.
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), с меньшим расходом щелочи (NaOH) и при этом не требуется вводить металлический коллектор - свинец.
Получаемые золотосеребромышьяковые сплавы могут быть переработаны известными металлургическими методами, например, вакуумной отгонкой мышьяка в виде элементарного, отгонкой мышьяка в среде газообразного восстановителя или окислительным выщелачиванием мышьяка в крепком растворе щелочи в присутствии кислорода воздуха с получением, в конечном итоге, высококачественных золотосеребряных продуктов.
Claims (1)
- Способ извлечения золота из рудных концентратов, включающий разложение концентрата в расплавленной щелочи (NaOH) при интенсивном механическом перемешивании лопастной мешалкой с переводом золота в сплав и выделение сплава из щелочного плава, отличающийся тем, что извлечение золота ведут из арсенопиритного концентрата при температуре разложения 330-350°С и весовом соотношении концентрат: NaOH, равном 1:(0,8÷1), в течение 8÷15 мин с переводом золота в золотомышьяковый сплав, выделение золотомышьякового сплава ведут выщелачиванием щелочного плава в воде с отделением частиц золотомышьякового сплава из водных пульп гравитационным методом.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2006128807/02A RU2324749C1 (ru) | 2006-08-08 | 2006-08-08 | Способ извлечения золота из рудных концентратов |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2006128807/02A RU2324749C1 (ru) | 2006-08-08 | 2006-08-08 | Способ извлечения золота из рудных концентратов |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2006128807A RU2006128807A (ru) | 2008-02-20 |
RU2324749C1 true RU2324749C1 (ru) | 2008-05-20 |
Family
ID=39266730
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2006128807/02A RU2324749C1 (ru) | 2006-08-08 | 2006-08-08 | Способ извлечения золота из рудных концентратов |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2324749C1 (ru) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2742554C1 (ru) * | 2020-08-10 | 2021-02-08 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Способ извлечения золота из золоторудных концентратов |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
AU2021329906A1 (en) | 2020-08-18 | 2023-04-27 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
-
2006
- 2006-08-08 RU RU2006128807/02A patent/RU2324749C1/ru not_active IP Right Cessation
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2742554C1 (ru) * | 2020-08-10 | 2021-02-08 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Способ извлечения золота из золоторудных концентратов |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2006128807A (ru) | 2008-02-20 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Anderson | The metallurgy of antimony | |
KR100418944B1 (ko) | 대기압광물침출방법 | |
Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
RU2692135C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащего сурьмяного концентрата и линия для его осуществления | |
JP2018145479A (ja) | 白金族金属の回収方法 | |
RU2316606C1 (ru) | Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих свинец, цветные и благородные металлы | |
JP2010180450A (ja) | 硫化銅鉱物からの金の濃縮方法 | |
RU2324749C1 (ru) | Способ извлечения золота из рудных концентратов | |
RU2740930C1 (ru) | Способ переработки пиритных огарков | |
RU2321648C1 (ru) | Способ извлечения золота из арсенопиритных концентратов | |
CN103993170A (zh) | 从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法 | |
RU2219264C2 (ru) | Способ переработки концентратов, содержащих цветные и благородные металлы | |
RU2308495C1 (ru) | Способ переработки концентратов, содержащих благородные металлы и сульфиды | |
Shuai et al. | Oxygen pressure leaching–flotation joint process for Jinbaoshan platinum group minerals | |
US3880650A (en) | Recovery of copper from chalcopyrite | |
RU2259410C1 (ru) | Способ извлечения золота из золоторудных концентратов | |
RU2398900C1 (ru) | Способ извлечения палладия из отходов электронного сырья | |
CA2565643C (en) | Operation method of copper smelting | |
Tymbayeva et al. | Studying the impact of alkaline sulfide leaching parameters upon the efficiency of arsenic recovery from copper skimmings of lead production | |
RU2506329C1 (ru) | Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы | |
SU1098968A1 (ru) | Способ обеднени шлаков медного и медно-никелевого производств | |
RU2360016C1 (ru) | Способ извлечения золота из сульфидных и арсенопиритных концентратов | |
RU2755136C1 (ru) | Способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи ванюкова | |
RU2164538C1 (ru) | Способ переработки материалов, содержащих платиновые металлы и углеродистый восстановитель | |
Anderson et al. | The application of sodium nitrite oxidation and fine grinding in refractory precious-metal concentrate pressure leaching |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110809 |