RU2324749C1 - Способ извлечения золота из рудных концентратов - Google Patents

Способ извлечения золота из рудных концентратов Download PDF

Info

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
Application number
RU2006128807/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2006128807A (ru
Inventor
Владимир Семенович Чекушин (RU)
Владимир Семенович Чекушин
Наталь Васильевна Олейникова (RU)
Наталья Васильевна Олейникова
Original Assignee
Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота"
Владимир Семенович Чекушин
Наталья Васильевна Олейникова
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота", Владимир Семенович Чекушин, Наталья Васильевна Олейникова filed Critical Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота"
Priority to RU2006128807/02A priority Critical patent/RU2324749C1/ru
Publication of RU2006128807A publication Critical patent/RU2006128807A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2324749C1 publication Critical patent/RU2324749C1/ru

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)

  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.
RU2006128807/02A 2006-08-08 2006-08-08 Способ извлечения золота из рудных концентратов RU2324749C1 (ru)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU2021329906A1 (en) 2020-08-18 2023-04-27 Enviro Metals, LLC Metal refinement

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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