RU2418082C1 - Procedure for processing sulphide gold-copper concentrates with extraction of gold - Google Patents
Procedure for processing sulphide gold-copper concentrates with extraction of gold Download PDFInfo
- Publication number
- RU2418082C1 RU2418082C1 RU2009141858/02A RU2009141858A RU2418082C1 RU 2418082 C1 RU2418082 C1 RU 2418082C1 RU 2009141858/02 A RU2009141858/02 A RU 2009141858/02A RU 2009141858 A RU2009141858 A RU 2009141858A RU 2418082 C1 RU2418082 C1 RU 2418082C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- cyanide
- gold
- ammonia
- leaching
- solution
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов (БМ), в частности к гидрометаллургической переработке концентратов, содержащих благородные, цветные металлы и сульфиды.The invention relates to the field of metallurgy of noble metals (BM), in particular to the hydrometallurgical processing of concentrates containing noble, non-ferrous metals and sulfides.
Целевым продуктом обогатительной переработки руд, содержащих благородные металлы, являются концентраты, представленные сульфидами железа и цветных металлов (пирит, пирротин, теннантит, халькопирит и т.п.).The target product of the processing of ores containing precious metals are concentrates represented by iron and non-ferrous metal sulfides (pyrite, pyrrhotite, tennantite, chalcopyrite, etc.).
Известен способ переработки сульфидных золотомедных концентратов, который заключается в пирогидрометаллургической переработке на месте с использованием процесса окислительно-сульфатизирующего обжига, позволяющего перевести сульфиды меди в водо- и кислоторастворимые соединения. После окислительно-сульфатизирующего обжига из огарка выщелачивают медь (растворитель - H2SO4), после извлечения меди огарок подвергают защелачиванию с последующим цианированием [1].A known method of processing sulfide gold-copper concentrates, which consists in pyrohydrometallurgical processing in place using the process of oxidation-sulfatization roasting, which allows the conversion of copper sulfides into water and acid-soluble compounds. After oxidation-sulfatizing roasting, copper is leached from the cinder (the solvent is H 2 SO 4 ), after copper extraction, cinder is alkalized, followed by cyanidation [1].
Недостатками являются высокие капитальные и эксплуатационные затраты, обусловленные длительностью технологического цикла, очисткой и обезвреживанием большого объема обжиговых газов.The disadvantages are high capital and operating costs, due to the duration of the technological cycle, cleaning and neutralization of a large volume of firing gases.
Известен также способ цианидного выщелачивания золотомедных сульфидных концентратов в присутствии аммиака, который принят за прототип, как наиболее близкий к заявленному техническому решению. Данные исследования проводились при следующих условиях: продолжительность цианидного выщелачивания 24 ч; концентрация цианида натрия в растворе 2,5-11,5 г/л; pH среды колебалась в пределах 9,4-11,7; аммиак добавлялся в выщелачивающую среду в форме хлористого аммония (NH4Cl) при молярном соотношении NH3:CN от 1:1 до 10:1, где наиболее оптимальные параметры, согласно критерию расход цианида натрия, и извлечение золота в раствор были получены при молярном соотношении NH3:CN - 1:1; 2:1; 3:1 и концентрации цианида натрия 2,5 кг/т. Раствор при этом, в течение всей продолжительности выщелачивания, подкреплялся по цианиду натрия и аммиаку периодически [2].There is also known a method of cyanide leaching of gold-copper sulfide concentrates in the presence of ammonia, which is adopted as a prototype, as the closest to the claimed technical solution. These studies were carried out under the following conditions: duration of cyanide leaching 24 hours; the concentration of sodium cyanide in a solution of 2.5-11.5 g / l; the pH of the medium ranged from 9.4-11.7; ammonia was added to the leaching medium in the form of ammonium chloride (NH 4 Cl) at a molar ratio of NH 3 : CN from 1: 1 to 10: 1, where the most optimal parameters, according to the criterion for the consumption of sodium cyanide, and the extraction of gold into the solution were obtained at a molar the ratio of NH 3 : CN - 1: 1; 2: 1; 3: 1 and sodium cyanide concentrations of 2.5 kg / t. In this case, the solution, during the entire leaching time, was periodically supported by sodium cyanide and ammonia [2].
Недостатком способа является высокий расход цианида натрия при низком извлечении золота в раствор.The disadvantage of this method is the high consumption of sodium cyanide with a low recovery of gold in solution.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является обеспечение приемлемых показателей извлечения золота из золотомедных сульфидных концентратов при небольших расходах цианида натрия.The problem to which the invention is directed, is to provide acceptable indicators for the extraction of gold from gold-copper sulfide concentrates at low costs of sodium cyanide.
Задача решена за счет технического результата, который заключается в оптимизации условий цианидного выщелачивания.The problem is solved due to the technical result, which consists in optimizing the conditions of cyanide leaching.
Технический результат достигается тем, что в способе переработки сульфидных золотомедных концентратов с извлечением золота, включающем цианидное выщелачивание с добавками аммиачных соединений при молярных соотношениях NH3:CN - 1-3, согласно изобретению цианидное выщелачивание проводят при концентрациях цианида натрия 0,05-0,15 г/л в выщелачивающем растворе в условиях автоматической стабилизации pH раствора и концентрации цианида натрия при подкреплении раствора по цианиду и аммиаку. Подкрепление по цианиду и аммиаку осуществляют автоматически аммиачно-цианидным раствором.The technical result is achieved by the fact that in the method of processing sulfide gold-copper concentrates with gold recovery, including cyanide leaching with additives of ammonia compounds at molar ratios of NH 3 : CN - 1-3, according to the invention, cyanide leaching is carried out at concentrations of sodium cyanide 0.05-0, 15 g / l in a leach solution under conditions of automatic stabilization of the pH of the solution and the concentration of sodium cyanide when the solution is reinforced with cyanide and ammonia. Reinforcement for cyanide and ammonia is carried out automatically by an ammonia-cyanide solution.
Сущность способа заключается в следующем.The essence of the method is as follows.
Цианидное выщелачивание происходит при стабильной, низкой концентрации цианида натрия и постоянной pH среды, где постоянную концентрацию свободного цианида и pH среды обеспечивают блоки автоматического определения (CNaCN, pH) и подкрепления реагентами. Аммиак в выщелачивающую среду подают вместе с концентрированным раствором цианида натрия в виде гидроксида аммония (NH4OH) в заданном молярном соотношении NH3:CN.Cyanide leaching occurs at a stable, low concentration of sodium cyanide and a constant pH of the medium, where the blocks of automatic determination (C NaCN , pH) and reinforcement with reagents provide a constant concentration of free cyanide and a pH of the medium. Ammonia is fed into the leaching medium together with a concentrated solution of sodium cyanide in the form of ammonium hydroxide (NH 4 OH) in a given molar ratio of NH 3 : CN.
Концентрация цианида натрия 0,05-0,15 г/л выбрана на основании исследований. При концентрации цианида натрия менее 0,05 г/л и более 0,15 г/л происходит повышение расхода цианида натрия и снижение извлечения золота в раствор.The concentration of sodium cyanide 0.05-0.15 g / l was selected based on studies. When the concentration of sodium cyanide is less than 0.05 g / l and more than 0.15 g / l, there is an increase in the consumption of sodium cyanide and a decrease in the extraction of gold in the solution.
Сопоставительный анализ заявляемого технического решения с прототипом показывают наличие в нем существенного признака, отличающего его от прототипа, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию «новизна».A comparative analysis of the proposed technical solution with the prototype show the presence in it of a significant feature that distinguishes it from the prototype, which allows us to conclude that the claimed technical solution meets the criterion of "novelty."
Из уровня техники не выявлено технических решений, имеющих признаки, совпадающие с отличительными признаками предлагаемого изобретения, поэтому можно считать, что предложенное техническое решение соответствует критерию «изобретательский уровень».No technical solutions have been identified from the prior art that have features that match the distinguishing features of the present invention, therefore, it can be considered that the proposed technical solution meets the criterion of "inventive step".
Способ иллюстрируется следующими примерами.The method is illustrated by the following examples.
Для экспериментальной проверки прототипа и заявляемого способа использовали флотоконцентрат, полученный при обогащении сульфидных золотомедных руд. Крупность флотоконцентрата не менее 95% класса минус 0,074 мм. Химический состав концентрата приведен в таблице 1.For experimental verification of the prototype and the proposed method used flotation concentrate obtained by the beneficiation of sulfide gold-copper ores. The size of the flotation concentrate is not less than 95% of the class minus 0.074 mm. The chemical composition of the concentrate is shown in table 1.
Пример 1. Предлагаемый способ.Example 1. The proposed method.
Цианидное выщелачивание сульфидного золотомедного концентрата проводили при использовании установки автоматического определения и поддержания стабильной концентрации свободного цианида натрия в растворе и pH среды, схема установки представлена на чертеже. Она состоит: 1 - pH-метр-милливольтметр; 2 - блок автоматического титрования (БАТ-15.1); 3 - электромагнитный клапан; 4 - мешалка; 5 - стеклянный стакан; 6 - тарированные расходные емкости для щелочных, цианидных и аммиачно-цианидных растворов; 7 - привод мешалки; 8 - вспомогательная емкость; 9 - электролитический ключ; 10 - хлорсеребряный электрод сравнения; 11 - ионоселективный электрод; 12 - температурный электрод; 13 - измерительный электрод pH; 14 - нагревательный прибор.The cyanide leaching of a sulfide gold-copper concentrate was carried out using an automatic determination and maintenance of a stable concentration of free sodium cyanide in solution and pH of the medium; the installation diagram is shown in the drawing. It consists of: 1 - pH meter-millivoltmeter; 2 - block automatic titration (BAT-15.1); 3 - the electromagnetic valve; 4 - mixer; 5 - a glass cup; 6 - calibrated consumables for alkaline, cyanide and ammonia-cyanide solutions; 7 - stirrer drive; 8 - auxiliary capacity; 9 - electrolytic key; 10 - silver chloride reference electrode; 11 - ion-selective electrode; 12 - temperature electrode; 13 - pH measuring electrode; 14 - a heating device.
Методика проведения эксперимента заключалась в следующем: в стеклянный стакан загружали исходный концентрат и добавляли воду в определенной пропорции, перемешивали до однородной массы. После чего включали в работу блок автоматического определения и поддержания pH среды, который автоматически стабилизировал pH среды в заданных значениях. После стабилизации pH среды в работу включали блок автоматического определения и поддержания концентрации цианида натрия в выщелачивающей среде. Подкрепление по цианиду и аммиаку осуществлялось автоматически аммиачно-цианидным раствором.The experimental procedure was as follows: the initial concentrate was loaded into a glass beaker and water was added in a certain proportion, mixed to a homogeneous mass. After that, a unit for automatic determination and maintenance of the pH of the medium, which automatically stabilized the pH of the medium at specified values, was turned on. After stabilization of the pH of the medium, the unit included an automatic determination and maintenance of the concentration of sodium cyanide in the leaching medium. The cyanide and ammonia reinforcement was carried out automatically by an ammonia-cyanide solution.
В конце проведения эксперимента пульпу направляли на фильтрацию, полученные растворы анализировали на Au, Ag, Cu атомно-адсорбционным методом, кек после отмывки анализировали на Au, Ag, Cu пробирным анализом с химическим окончанием.At the end of the experiment, the pulp was sent for filtration, the resulting solutions were analyzed on an Au, Ag, Cu atomic absorption method, cake after washing was analyzed on an Au, Ag, Cu assay with a chemical end.
Параметры проведения эксперимента:The parameters of the experiment:
- продолжительность цианирования 24 ч;- the duration of cyanide 24 hours;
- крупность помола 95% класса минус 0,074 мм;- grinding size 95% of the class minus 0.074 mm;
- концентрация цианида натрия 0,05-0,15 г/л;- the concentration of sodium cyanide 0.05-0.15 g / l;
- отношение Ж:Т=2:1;- ratio W: T = 2: 1;
- pH среды 10,7.- pH of the medium 10.7.
Пример 2. Способ по прототипу.Example 2. The method of the prototype.
Цианидное выщелачивание сульфидного золотомедного концентрата проводили согласно ранее опубликованным результатам исследований, использованным при цианировании сульфидных золотомедных концентратов [2].The cyanide leaching of sulfide gold-copper concentrate was carried out according to previously published research results used in cyanidation of sulfide gold-copper concentrates [2].
Методика проведения эксперимента заключалась в следующем: цианидное выщелачивание проводили в бутылочном агитаторе. В бутылку загружали исходный концентрат и добавляли воду в определенной пропорции, это все перемешивали до однородной массы, после чего защелачивали выщелачивающую среду до определенного pH, затем раздельно подавали цианид натрия (NaCN) и гидроксид аммония (NH4OH) до заданной концентрации. Подкрепление по цианиду натрия и аммиаку осуществлялось при дробной подаче цианида и аммиака по результатам титрования NaCN азотнокислым серебром в присутствии KJ.The experimental procedure was as follows: cyanide leaching was carried out in a bottle agitator. The initial concentrate was loaded into the bottle and water was added in a certain proportion, it was all mixed until a homogeneous mass, after which the leaching medium was alkalized to a certain pH, then sodium cyanide (NaCN) and ammonium hydroxide (NH 4 OH) were separately fed to a predetermined concentration. Reinforcement for sodium cyanide and ammonia was carried out by fractional supply of cyanide and ammonia according to the results of titration of NaCN with silver nitrate in the presence of KJ.
В конце проведения эксперимента пульпу направляли на фильтрацию, полученные растворы анализировали на Au, Ag, Cu атомно-адсорбционным методом, кек после отмывки анализировали на Au, Ag, Cu пробирным анализом с химическим окончанием.At the end of the experiment, the pulp was sent for filtration, the resulting solutions were analyzed on an Au, Ag, Cu atomic absorption method, cake after washing was analyzed on an Au, Ag, Cu assay with a chemical end.
Параметры проведения эксперимента:The parameters of the experiment:
- продолжительность цианирования 24 ч;- the duration of cyanide 24 hours;
- крупность помола 95% класса минус 0,074 мм;- grinding size 95% of the class minus 0.074 mm;
- концентрация цианида натрия 2,5 г/л;- the concentration of sodium cyanide 2.5 g / l;
- отношение Ж:Т=2:1;- ratio W: T = 2: 1;
- pH среды не ниже 10,5.- pH of the medium is not lower than 10.5.
Результаты опытов представлены в таблице 2.The results of the experiments are presented in table 2.
Из полученных результатов проведенных экспериментов следует, что при выщелачивании по предложенному способу в пределах концентраций цианида натрия 0,05-0,15 г/л извлечение золота в раствор при разном молярном соотношении NH3:CN составляет 79,6-91,9% при расходе цианида натрия 11,87-3,15 кг/т.From the obtained results of the experiments it follows that when leaching according to the proposed method, within the range of sodium cyanide concentrations of 0.05-0.15 g / l, the extraction of gold in solution at different molar ratios of NH 3 : CN is 79.6-91.9% at sodium cyanide consumption 11.87-3.15 kg / t.
Извлечение золота в раствор по способу-прототипу составляет 57,1-75,7% при расходе цианида натрия 41,6-18,7 кг/т.The extraction of gold into the solution according to the prototype method is 57.1-75.7% with a consumption of sodium cyanide 41.6-18.7 kg / t.
Предлагаемый способ может быть использован при переработке золотомедных концентратов.The proposed method can be used in the processing of gold-copper concentrates.
Источники информацииInformation sources
1. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999, Т.2.1. Lodeishchikov VV Technology for the extraction of gold and silver from refractory ores. - Irkutsk: OJSC Irgiredmet, 1999, Vol. 2.
2. Muir D.M., La Brooy S.R. and Cao. Recovery of Gold from copper-bearing ores // Gold Forum on Technology and Practices: World Gold'89. - Littlton, Colorado, USA. - 1989, p.363-374.2. Muir D.M., La Brooy S.R. and Cao. Recovery of Gold from copper-bearing ores // Gold Forum on Technology and Practices: World Gold'89. - Littlton, Colorado, USA. - 1989, p. 363-374.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2009141858/02A RU2418082C1 (en) | 2009-11-12 | 2009-11-12 | Procedure for processing sulphide gold-copper concentrates with extraction of gold |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2009141858/02A RU2418082C1 (en) | 2009-11-12 | 2009-11-12 | Procedure for processing sulphide gold-copper concentrates with extraction of gold |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2418082C1 true RU2418082C1 (en) | 2011-05-10 |
Family
ID=44732663
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2009141858/02A RU2418082C1 (en) | 2009-11-12 | 2009-11-12 | Procedure for processing sulphide gold-copper concentrates with extraction of gold |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2418082C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2705585C1 (en) * | 2018-11-12 | 2019-11-12 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Method of extracting gold from mineral material by cyanidation while stirring |
-
2009
- 2009-11-12 RU RU2009141858/02A patent/RU2418082C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Muir D.M., La Brooy S.R. and Cao. Recovery of Gold from copper-bearing ores, Gold Forum on Technology and Practices: World Gold'89, Littlton, Colorado, USA, 1989, p.363-374. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2705585C1 (en) * | 2018-11-12 | 2019-11-12 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Method of extracting gold from mineral material by cyanidation while stirring |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Altinkaya et al. | Leaching and recovery of gold from ore in cyanide-free glycine media | |
Quinet et al. | Recovery of precious metals from electronic scrap by hydrometallurgical processing routes | |
US7985277B2 (en) | Process for extracting gold from gold-bearing ore | |
AU685755B2 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant | |
EP2160480B1 (en) | Cyanide process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other sulphur containing feed material | |
RU2461637C1 (en) | Method of processing industrial mineral stock to extract valuable and/or toxic components | |
RU2385959C1 (en) | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores | |
US6451275B1 (en) | Methods for reducing cyanide consumption in precious metal recovery by reducing the content of intermediate sulfur oxidation products therein | |
WO1991011539A1 (en) | Separation process | |
RU2432407C1 (en) | Procedure for processing antimony-arsenic sulphide gold containing ore | |
KR20120039534A (en) | Method of oxidative leaching of sulfide ores and/or concentrates | |
Alonso-González et al. | Use of quaternary ammonium salts to remove copper–cyanide complexes by solvent extraction | |
Anderson et al. | The alkaline sulfide hydrometallurgical separation, recovery and fixation of tin, arsenic, antimony, mercury and gold | |
RU2608481C2 (en) | Method for heap leaching of gold from mineral raw material | |
RU2418082C1 (en) | Procedure for processing sulphide gold-copper concentrates with extraction of gold | |
US8999034B2 (en) | Method for improving gold recovery | |
Ahlatci et al. | Sulphide precipitation of gold and silver from thiosulphate leach solutions | |
RU2447166C2 (en) | Method of sulphide stock containing noble metals | |
RU2009146950A (en) | METHOD FOR EXTRACTION OF METALS FROM GOLD-CONTAINING SULFIDE-OXIDIZED COPPER ORES | |
Kenzhaliyev et al. | Investigation into the use of electrochemical extraction to draw gold from refractory ores | |
Sekisov et al. | Comparative research of cyanide and sulfate-chloride gold leaching from oxidized gold-copper ore | |
RU2254386C1 (en) | Method of processing gold-containing antimonic concentrate | |
WO2002070756A2 (en) | Recovery of metals from jarosite-containing materials | |
AU2002248801A1 (en) | Recovery of metals from jarosite-containing materials | |
RU2811640C1 (en) | Method for gold extraction from ores and ore products by thiocyanate leaching |