RU2360016C1 - Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates - Google Patents
Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2360016C1 RU2360016C1 RU2007144477/02A RU2007144477A RU2360016C1 RU 2360016 C1 RU2360016 C1 RU 2360016C1 RU 2007144477/02 A RU2007144477/02 A RU 2007144477/02A RU 2007144477 A RU2007144477 A RU 2007144477A RU 2360016 C1 RU2360016 C1 RU 2360016C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- concentrate
- gold
- lead
- extraction
- loading
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
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 требований 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 requirements of refining.
Известен способ извлечения золота из золоторудных концентратов в свинцовый сплав, включающий плавку свинца совместно с золоторудным концентратом в присутствии расплавленной щелочи (NaOH) и температуре от 380 до 500°С в зависимости от минералогического состава концентрата (Патент РФ 2104321, 1998 г). К недостаткам способа относится, прежде всего, длительность процесса концентрирования благородных металлов в свинцовой фазе (до нескольких часов) из-за ограниченности величины поверхности контакта фаз; многооперационность процесса, в том числе связанная с доработкой твердой составляющей шлаков.There is a method of extracting gold from gold ore concentrates into a lead alloy, including melting lead together with gold ore concentrate in the presence of molten alkali (NaOH) and a temperature of from 380 to 500 ° C, depending on the mineralogical composition of the concentrate (RF Patent 2104321, 1998). The disadvantages of the method include, first of all, the duration of the process of concentration of precious metals in the lead phase (up to several hours) due to the limited size of the contact surface of the phases; multi-operation process, including those associated with the finalization of the solid component of the slag.
Наиболее близким по технической сущности к заявляемому изобретению относится способ извлечения золота из сульфидных и арсенопиритных концентратов в свинцовый сплав, который включает:The closest in technical essence to the claimed invention relates to a method for extracting gold from sulfide and arsenopyrite concentrates in a lead alloy, which includes:
- загрузку золоторудного концентрата на поверхность сопряженных расплавов щелочи (NaOH) и свинца при активном механическом перемешивании лопастной мешалкой трехфазной системы при выполнении весового соотношения концентрат: щелочь, равного 1:(1÷3), и температуре 400-550°С;- loading gold ore concentrate onto the surface of conjugated melts of alkali (NaOH) and lead with active mechanical stirring with a paddle mixer of a three-phase system when the weight ratio of concentrate: alkali is 1: (1 ÷ 3) and the temperature is 400-550 ° С;
- экстракцию золота из концентрата в расплавленный свинец при указанной температуре.- extraction of gold from the concentrate into molten lead at a specified temperature.
При этом достигаются высокие показатели извлечения золота - более 99% независимо от вещественного и минерального состава исходного золоторудного концентрата (Патент РФ 2259410 2004 г).At the same time, high rates of gold recovery are achieved - more than 99% regardless of the material and mineral composition of the initial gold ore concentrate (RF Patent 2259410 2004).
В расплаве щелочи происходит разложение золотоносных пирита, пирротина и арсенопирита с образованием щелочнорастворимых соединений. Процессы протекают с большой скоростью и не лимитируют экстракции золота в свинцовый коллектор.In the alkali melt, decomposition of gold-bearing pyrite, pyrrhotite, and arsenopyrite occurs with the formation of alkali-soluble compounds. The processes proceed at a high speed and do not limit the extraction of gold into the lead collector.
К недостаткам способа относится активное вспенивание расплава на стадии загрузки пирит-, арсенопиритсодержащего золоторудного материала в расплавленную систему свинец - щелочь, что исключает возможность нормальной эксплуатации оборудования (выплескивание материала из экстракционной реторты, попадание расплава в шахту электропечи). Для исключения вспенивания расплава процесс загрузки концентрата должен быть сильно растянут во времени. (Продолжительность загрузки в три-четыре раза продолжительнее экстракции золота в свинцовый слав). Вспенивание расплавов имеет место независимо от температуры осуществления процесса (400-550°С). Даже активное механическое перемешивание расплавленной системы не исключает вспенивания. Управление процессом загрузки концентрата в расплавленную систему крайне затруднительно.The disadvantages of the method include active foaming of the melt at the stage of loading pyrite-, arsenopyrite-containing gold ore material into the molten lead-alkali system, which excludes the possibility of normal operation of the equipment (splashing of material from the extraction retort, ingress of the melt into the shaft of the electric furnace). To prevent foaming of the melt, the process of loading the concentrate should be greatly stretched over time. (The loading time is three to four times longer than the extraction of gold in lead glory). Foaming of the melts takes place regardless of the temperature of the process (400-550 ° C). Even active mechanical mixing of the molten system does not preclude foaming. Controlling the process of loading the concentrate into the molten system is extremely difficult.
Причина активного вспенивания твердожидкого расплава состоит в изменении физических свойств системы в совокупности с химизмом реакций, в результате протекания которых происходит выделение воды и ее активное испарение:The reason for the active foaming of a solid-liquid melt is a change in the physical properties of the system in conjunction with the chemistry of the reactions resulting in the evolution of water and its active evaporation:
Изменение физических свойств системы связано с увеличением вязкости ее вследствие снижения температуры по причине теплопоглощения, обусловленного введением в расплав щелочи холодного золотосодержащего концентрата, а также из-за протекающих диссоциативных процессов разложения пирита и арсенопирита (1), (2) и реакций замещения (3) с образованием гидроксидов железа и сульфидов натрия. Незначительный экзоэффект в системе будет обусловлен протеканием реакции диспропорционирования (4) - в среднем 70 кДж/г-атом серы. В связи с указанным затруднен отвод из системы паров образующейся воды, которые могут выделяться на поверхность расплава только при достижении определенного давления газовых пузырьков. Возникновение избыточного давления водяного пара в системе при значительной вязкости расплава приводит к тому, что при загрузке концентрата в расплав щелочи начинается активное вспенивание.The change in the physical properties of the system is associated with an increase in its viscosity due to a decrease in temperature due to heat absorption due to the introduction of cold gold-containing concentrate into the alkali melt, as well as due to the dissociative decomposition of pyrite and arsenopyrite (1), (2) and substitution reactions (3) with the formation of iron hydroxides and sodium sulfides. A slight exoeffect in the system will be due to the occurrence of the disproportionation reaction (4) - an average of 70 kJ / g-sulfur atom. In connection with the aforementioned, it is difficult to drain the vapors of the resulting water from the system, which can be released onto the melt surface only when a certain pressure of gas bubbles is reached. The occurrence of excessive pressure of water vapor in the system at a significant melt viscosity leads to the fact that when foaming the concentrate into the alkali melt, active foaming begins.
Задачей изобретения является сокращение продолжительности загрузки сульфидного и арсенопиритного концентрата в расплав щелочи при извлечении золота в расплавленную свинцовую фазу с исключением вспенивания твердожидкой системы.The objective of the invention is to reduce the duration of the loading of sulfide and arsenopyrite concentrate in the molten alkali during the extraction of gold in the molten lead phase with the exception of foaming solid-liquid system.
Для решения поставленной задачи заявляемый способ извлечения золота из сульфидных и арсенопиритных концентратов в свинцовый сплав, включающий загрузку концентрата в расплав щелочи (NaOH) и свинца при температуре 400-550°С, интенсивное механическое перемешивание лопастной мешалкой системы концентрат - расплав щелочи - расплав свинца, экстракцию золота свинцом, разделение фаз отстаиванием, сопровождается на стадии загрузки концентрата одновременной подачей технического кислорода в количестве 1,5-2,7 вес.% от массы загружаемого концентрата при продолжительности загрузки, составляющей 25-30% от продолжительности экстракции.To solve this problem, the inventive method for extracting gold from sulfide and arsenopyrite concentrates into a lead alloy, including loading the concentrate into an alkali melt (NaOH) and lead at a temperature of 400-550 ° C, intensive mechanical mixing with a paddle stirrer of the concentrate - alkali melt - lead melt system, gold extraction with lead, separation of phases by settling, is accompanied at the stage of concentrate loading by the simultaneous supply of technical oxygen in an amount of 1.5-2.7 wt.% of the mass of the loaded concentrate at a loading time of 25-30% of the extraction time.
Введение в расплавленную щелочь совместно золотосодержащего концентрата и технического кислорода обеспечивает снижение вязкости расплавов, обусловленное значительными тепловыделениями, связанными с окислением элементарной и сульфидной серы, накапливающейся в расплаве. Химические реакции, сопровождающие загрузку концентрата при одновременной подаче кислорода в систему:The introduction of a gold-containing concentrate and technical oxygen into the molten alkali provides a decrease in the viscosity of the melts due to significant heat releases associated with the oxidation of elemental and sulfide sulfur accumulating in the melt. The chemical reactions accompanying the loading of the concentrate while supplying oxygen to the system:
характеризуются высокой экзотермичностью. Тепловые эффекты для реакций (5) и (6) соответственно составляют 1000 и 823 кДж/г-атом серы. Они обеспечивают компенсацию потерь физического тепла на нагрев подаваемого концентрата, а также теплопоглощения при протекании реакций (1), (2) и (4) и испарении воды. В результате вязкость системы не увеличивается, а наоборот, снижается. Скорость загрузки концентрата в расплав щелочи не лимитируется вспениванием последнего.characterized by high exothermicity. The thermal effects for reactions (5) and (6) are respectively 1000 and 823 kJ / g-sulfur atom. They provide compensation for the loss of physical heat due to heating of the supplied concentrate, as well as heat absorption during reactions (1), (2) and (4) and water evaporation. As a result, the viscosity of the system does not increase, but rather decreases. The loading rate of the concentrate into the alkali melt is not limited by foaming the latter.
Отличительным признаком предлагаемого способа по сравнению с прототипом является введение в расплав щелочи совместно с золотосодержащим концентратом технического кислорода в количестве, составляющем 1,5-2,7 вес.% от массы загружаемого золоторудного сульфидного материала. Увеличение расхода кислорода более 2,7%, как правило, не оказывает отрицательного влияния на показатели процесса загрузки концентрата в расплавленную систему и связано лишь с возрастанием затрат на реагент. В свою очередь, снижение расхода технического кислорода (менее 1,5% от массы концентрата в загрузке) приводит к возникновению спонтанного вспенивания и, как правило, увеличению продолжительности загрузки материала.A distinctive feature of the proposed method in comparison with the prototype is the introduction of alkali into the melt together with a gold-containing concentrate of technical oxygen in an amount of 1.5-2.7 wt.% By weight of the loaded gold ore sulfide material. An increase in oxygen consumption of more than 2.7%, as a rule, does not adversely affect the performance of the concentrate loading process in the molten system and is associated only with an increase in reagent costs. In turn, a decrease in the consumption of technical oxygen (less than 1.5% by weight of the concentrate in the load) leads to spontaneous foaming and, as a rule, an increase in the duration of the material loading.
Реализация способа экстракционного концентрирования золота в расплавленном свинце при переработке золоторудных сульфидных и арсенопиритных концентратов в условиях температур 400-550°С в присутствии расплавленной щелочи при механическом перемешивании системы с подачей на стадии загрузки перерабатываемого рудного сульфидного концентрата технического кислорода, исключающего вспенивание расплава, отвечает критерию «новизна».The implementation of the method of extraction concentration of gold in molten lead during the processing of gold ore sulfide and arsenopyrite concentrates at temperatures of 400-550 ° C in the presence of molten alkali with mechanical stirring of the system with the supply of technical oxygen at the loading stage of the processed ore sulfide concentrate, which excludes foaming of the melt, meets the criterion " novelty".
Способ описан в примерах.The method is described in the examples.
Опыты проводили с гравитационным золотосодержащим концентратом следующего состава, %: FeS2 - 31,5; FeS - 5,1; FeAsS - 28,7; SiO2 - 18,3; Al2О3 - 2,8, содержащий Au - 489 г/т и Ag - 1120 г/т.The experiments were carried out with a gravitational gold-bearing concentrate of the following composition,%: FeS 2 - 31.5; FeS - 5.1; FeAsS - 28.7; SiO 2 - 18.3; Al 2 O 3 - 2.8, containing Au - 489 g / t and Ag - 1120 g / t.
Во всех опытах 10 кг исходного концентрата шихтовали с 5 кг щелочи (NaOH) и 0,5 дм3 воды, сушили и спекали при температуре 220-230°С в течение 30 мин. В реторту электрической 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 концентрат. После загрузки концентрата систему перемешивали в течение 25 мин, отстаивали в течение 15 мин. Свинцовый сплав отделяли от щелочного плава и анализировали на содержание золота и серебра. Во всех опытах извлечение золота и серебра в свинцовый сплав находилось на уровне 99,7-99,9%.In all experiments, 10 kg of the initial concentrate was 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. 10 kg of lead and 25 kg of NaOH were charged into a retort of an electric furnace. The contents of the retort were melted and the melt temperature was brought to 550 ° C. Mixing was turned on and a cake containing concentrate was loaded. After loading the concentrate, the system was stirred for 25 minutes and settled for 15 minutes. Lead alloy was separated from alkaline melt and analyzed for gold and silver. In all experiments, the extraction of gold and silver in the lead alloy was at the level of 99.7-99.9%.
Пример 1 (по прототипу). Спек, содержащий концентрат, загружали в реторту электропечи при включенном перемешивании. Продолжительность загрузки 80 мин.Example 1 (prototype). The cake containing the concentrate was loaded into the retort of the electric furnace with stirring turned on. Duration of loading 80 min.
Пример 2 (по заявляемому способу). Спек, содержащий концентрат, загружали в реторту электропечи при включенном перемешивании и при равномерной подаче технического кислорода. Расход кислорода составил 270 г - 2,7 вес.% от массы концентрата. Продолжительность загрузки 6-7 мин.Example 2 (by the present method). The cake containing the concentrate was loaded into the retort of the electric furnace with stirring turned on and with uniform supply of technical oxygen. The oxygen consumption was 270 g - 2.7 wt.% By weight of the concentrate. Duration of loading is 6-7 minutes.
Из примеров следует, что при одинаковых расходе щелочи, температуре и продолжительности перемешивания загруженного в расплав концентрата, при подаче кислорода одновременно с концентратом продолжительность загрузки сокращается в 11-13 раз, а продолжительность процесса сокращается в 3 раза.From the examples it follows that with the same alkali consumption, temperature and duration of mixing the concentrate loaded into the melt, when oxygen is supplied simultaneously with the concentrate, the loading time is reduced by 11–13 times, and the process time is reduced by 3 times.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007144477/02A RU2360016C1 (en) | 2007-11-29 | 2007-11-29 | Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007144477/02A RU2360016C1 (en) | 2007-11-29 | 2007-11-29 | Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2360016C1 true RU2360016C1 (en) | 2009-06-27 |
Family
ID=41027181
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007144477/02A RU2360016C1 (en) | 2007-11-29 | 2007-11-29 | Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2360016C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| 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 |
-
2007
- 2007-11-29 RU RU2007144477/02A patent/RU2360016C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| 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 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| TWI398528B (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
| JP6629238B2 (en) | Process for recovering copper from arsenic-containing and / or antimony-containing copper sulfide concentrates | |
| JP2013139595A (en) | Method for recovering valuables from impurity lump containing copper derived from lead smelting | |
| RU2360016C1 (en) | Method of gold extraction from sulfide and arseno-sulfur concentrates | |
| JP7463380B2 (en) | Improved method for producing high purity lead. | |
| JP7299592B2 (en) | beneficiation method | |
| CA3159910A1 (en) | Improved copper smelting process | |
| WO2011014716A2 (en) | Process for refining lead bullion | |
| US4425160A (en) | Refining process for removing antimony from lead bullion | |
| JP2022519458A (en) | Improved tin production | |
| JP7042719B2 (en) | Method for manufacturing nickel sulfate compound | |
| Dong et al. | One-step extracting lead from galena (PbS) by a vacuum distillation method | |
| CA1221549A (en) | Process for metal-enrichment of lead bullion | |
| RU2321648C1 (en) | Process of recovering gold from arseno-pyrite concentrate | |
| RU2693245C1 (en) | Method of recovering lead from oxysulphate sludge of storage batteries | |
| US3607232A (en) | Refining lead | |
| AU2018355671B9 (en) | Process for the recovery of metals from cobalt-bearing materials | |
| US5100466A (en) | Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake | |
| RU2324749C1 (en) | Method of gold extraction from mining concentrates | |
| RU2346064C1 (en) | Processing method of golden-antimonial-arsenical sulphide concentrates | |
| RU2329315C2 (en) | Method of reduction of copper out of sulphide products | |
| RU2786016C1 (en) | Improved method for production of high-pure lead | |
| Rabah et al. | Effect of addition of caustic soda on decoppering of hard lead using pyrite | |
| JP7325363B2 (en) | Method for treating mixtures containing selenium and tellurium | |
| RU2259410C1 (en) | Method of recovering gold from gold ore concentrates |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20111130 |