RU2434953C1 - Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions) - Google Patents
Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions) Download PDFInfo
- Publication number
- RU2434953C1 RU2434953C1 RU2010125490A RU2010125490A RU2434953C1 RU 2434953 C1 RU2434953 C1 RU 2434953C1 RU 2010125490 A RU2010125490 A RU 2010125490A RU 2010125490 A RU2010125490 A RU 2010125490A RU 2434953 C1 RU2434953 C1 RU 2434953C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- magnetic
- magnetic separation
- gold
- separation
- fraction
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C1/00—Magnetic separation
- B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
- B03C1/025—High gradient magnetic separators
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения золота из сульфидных концентратов, содержащих пирит, пирротин и другие минералы, переработка которых традиционным цианистым процессом характеризуется высоким расходом растворителя и сложностью обезвреживания цианистых пульп.The invention relates to the metallurgy of noble metals and can be used to extract gold from sulfide concentrates containing pyrite, pyrrhotite and other minerals, the processing of which by the traditional cyanide process is characterized by a high solvent consumption and the complexity of neutralizing cyanide pulps.
В результате протекания многочисленных побочных реакций цианирование сульфидных концентратов встречает значительные трудности, главными из которых являются:As a result of numerous adverse reactions, cyanidation of sulfide concentrates encounters significant difficulties, the main of which are:
1) уменьшение скорости и полноты извлечения золота вследствие сильного снижения концентрации кислорода в цианистых растворах (иногда до 2-3 вместо 7-8 мг/л) и накопления в них растворимых сульфидов щелочных и щелочноземельных металлов;1) a decrease in the speed and completeness of gold recovery due to a strong decrease in the oxygen concentration in cyanide solutions (sometimes up to 2-3 instead of 7-8 mg / l) and the accumulation of soluble sulfides of alkali and alkaline earth metals in them;
2) повышенный расход цианида, связанный в основном с бесполезным переводом его в роданистые и железосинеродистые соли.2) increased consumption of cyanide, associated mainly with its useless conversion to rhodanic and iron-hydrogen salts.
Для устранения этих трудностей в практике цианирования быстро окисляющихся сульфидов применяют следующие основные приемы:To eliminate these difficulties in the practice of cyanidation of rapidly oxidizing sulfides, the following basic methods are used:
1. Аэрация руды в щелочном растворе перед цианированием.1. Aeration of ore in an alkaline solution before cyanidation.
2. Интенсивная аэрация при цианировании.2. Intensive aeration during cyanidation.
3. Введение в цианируемую пульпу глета или растворимых солей свинца (И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1972. - 366 с.).3. Introduction to cyanide pulp of hlet or soluble salts of lead (I.N. Maslenitsky, L.V. Chugaev. Metallurgy of noble metals. - M.: Metallurgy, 1972. - 366 p.).
Известен способ переработки золотосодержащих сульфидных руд и концентратов, предусматривающий измельчение указанных продуктов до крупности <25 мкм, известковую обработку при рН 8-12, температуре >50°С с продувкой пульпы кислородом и последующее цианирование. Расход извести в цикле предварительной обработки составляет 800 кг/т руды. Извлечение золота в цианистые растворы находится на уровне 97% (Method for treating precions metal bearing minerals. Пат. 744356, Австралия, МПК С22В 003/00, С22В 011/00. M.J.M.Holdings, LTD, Howrn M.M., Venturin B.U., Willis J.F., Winbome D., опубл. 21.02.2002). Недостатком способа является большой расход извести, применение высоких температур и значительный расход цианистого натрия.A known method of processing gold-bearing sulfide ores and concentrates, providing for the grinding of these products to a particle size <25 μm, lime treatment at pH 8-12, temperature> 50 ° C with the pulp being purged with oxygen and subsequent cyanidation. The consumption of lime in the pretreatment cycle is 800 kg / t of ore. Gold recovery in cyanide solutions is 97% (Method for treating precions metal bearing minerals. Pat. 744356, Australia, IPC C22B 003/00, C22B 011/00. MJM Holdings, LTD, Howrn MM, Venturin BU, Willis JF, Winbome D., publ. 02.21.2002). The disadvantage of this method is the high consumption of lime, the use of high temperatures and a significant consumption of sodium cyanide.
Известен способ извлечения золота и серебра из руд и сульфидных концентратов, предусматривающий проведение цианистого процесса в присутствии солей свинца (Р.Ю.Бек, А.Г.Зелинский, С.Н.Овчинникова, А.А.Вайс. Электрохимия, 2004, 40 (2), 148-154; R.F.Sandenbergh, J.D.Miller. Minerals Engineering, 2001, 14(11), 1379-1386: CA 136:105393). Показано, что свинец образует субмолекулярный слой на поверхности золота, препятствующий образованию пассивирующих пленок различной природы. Определены оптимальные концентрации ионов свинца, позволяющие сократить продолжительность цианистого процесса.A known method of extracting gold and silver from ores and sulfide concentrates, providing for the cyanide process in the presence of lead salts (R.Yu. Bek, A.G. Zelinsky, S.N. Ovchinnikova, A.A. Vays. Electrochemistry, 2004, 40 (2), 148-154; RFSandenbergh, JDMiller. Minerals Engineering, 2001, 14 (11), 1379-1386: CA 136: 105393). It was shown that lead forms a submolecular layer on the surface of gold, which prevents the formation of passivating films of various nature. The optimal concentrations of lead ions have been determined, allowing to reduce the duration of the cyanide process.
Недостатком способа является высокая стоимость солей свинца, высокий расход цианистого натрия и сложность обезвреживания циансодержащих стоков, содержащих ионы свинца.The disadvantage of this method is the high cost of lead salts, high consumption of sodium cyanide and the complexity of the disposal of cyanide effluents containing lead ions.
Известен способ переработки пирротиновой руды, содержащей 5,0-5,5 г/т золота. Руду измельчали до крупности 63 мкм, затем подвергали цианированию в следующих оптимальных условиях: рН 9-12, продолжительность - 8-12 ч, концентрация кислорода >20 мкм, мольное отношение CN-: О2=12. В указанных режимах извлечение золота находилось на уровне 83,9% при относительно высоком расходе цианистого натрия ~0,8-1,2 кг/т (The effects of dissoleed oxygen and cyanide desage on gold extraction from pyrrhotite-rich ore. Ellis S, Jenanayoke G (Murdoch Unir, Perth. WS, 6150 (Австралия), Hydrometallurgy. 2004. 72, 1-2, с.39-50).A known method of processing pyrrhotite ore containing 5.0-5.5 g / t of gold. The ore was crushed to a particle size of 63 μm, then cyanidated under the following optimal conditions: pH 9-12, duration 8-12 hours, oxygen concentration> 20 μm, molar ratio CN - : O 2 = 12. In these modes, gold recovery was at a level of 83.9% with a relatively high consumption of sodium cyanide ~ 0.8-1.2 kg / t (The effects of dissoleed oxygen and cyanide desage on gold extraction from pyrrhotite-rich ore. Ellis S, Jenanayoke G (Murdoch Unir, Perth. WS, 6150 (Australia), Hydrometallurgy. 2004. 72, 1-2, pp. 39-50).
Известен способ обогащения пиритных огарков магнитной сепарацией. Исследования проводили на материале, содержащем, %: Fe - 51,6; S - 3,55; Pb - 0,05; Cu - 0,39; Zn - 1,02; SiO - 12,6; Au - 2,0 г/т; Ag - 16,8 г/т. Применение магнитной сепарации позволяет получить кондиционный концентрат с содержанием в нем железа - 61,98% при снижении содержания кремнезема до 3,3%.A known method of enriching pyrite cinders with magnetic separation. The studies were carried out on a material containing,%: Fe - 51.6; S is 3.55; Pb - 0.05; Cu 0.39; Zn - 1.02; SiO - 12.6; Au - 2.0 g / t; Ag - 16.8 g / t. The use of magnetic separation makes it possible to obtain a conditional concentrate with an iron content of 61.98%, while reducing the silica content to 3.3%.
Для извлечения цветных и благородных металлов рекомендован высокотемпературный хлорирующий обжиг (Студенцев В.В., Владимиров В.П. К вопросу переработки пиритных огарков // Сб. Металлургия, обогащение и металловедение. - Алма-Ата: КазПТИ - 1979. - c.35-41).For the extraction of non-ferrous and noble metals, high-temperature chlorination firing is recommended (Studentsev V.V., Vladimirov V.P. To the question of processing pyrite cinder // Sat. Metallurgy, concentration and metal science. - Alma-Ata: KazPTI - 1979. - p. 35 -41).
Известен способ переработки пиритных огарков, предусматривающий магнетизирующий обжиг и магнитную сепарацию его продуктов. Получаемый железный концентрат после окомкования и обжига направляют в доменный процесс, исключающий извлечение благородных металлов (Фазылов P.P., Лебедев Б.Н. и др. Применение электрической сепарации при комплексной переработке пиритных огарков// Сб. Металлургия, обогащение и металловедение. - Алма-Ата: КазПТИ. - 1975, вып.5.-1975).A known method of processing pyrite cinders, providing for magnetizing firing and magnetic separation of its products. The resulting iron concentrate after pelletizing and firing is sent to the blast furnace process, which excludes the extraction of noble metals (Fazylov PP, Lebedev BN, etc. The use of electrical separation in the integrated processing of pyrite cinders // Sat Metallurgy, beneficiation and metal science. - Alma-Ata : KazPTI. - 1975, issue 5.-1975).
Известен способ обогащения упорных и бедных руд и извлечения из них благородных металлов (Патент №2375475, опубл. 10.12.2009, С22В 11/00, С22В 3/06, авторы: Сычев А.И., Обысов А.В. и др.) с применением комплекса операций, в том числе магнитной сепарации с получением немагнитного остатка, магнитной и слабомагнитной фракций. С целью извлечения благородных металлов обработку магнитной и/или слабомагнитной фракций проводят раствором кислоты (НСl, смесь НСl и HF, HCl и HBr и т.д.) и окислителя (H3O2, Cl2, Br2, HNO3 и т.д.).There is a method of enriching refractory and poor ores and extracting precious metals from them (Patent No. 2375475, publ. 10.12.2009, С22В 11/00, С22В 3/06, authors: Sychev A.I., Obyssov A.V. et al. ) using a complex of operations, including magnetic separation to obtain a non-magnetic residue, magnetic and weakly magnetic fractions. In order to extract precious metals, the magnetic and / or weakly magnetic fractions are treated with a solution of an acid (Hcl, a mixture of Hcl and HF, HCl and HBr, etc.) and an oxidizing agent (H 3 O 2 , Cl 2 , Br 2 , HNO 3, and t .d.).
Недостатком способа является значительный расход реагентов и применение кислотостойкого оборудования.The disadvantage of this method is the significant consumption of reagents and the use of acid-resistant equipment.
Известен способ обогащения в сильном магнитном поле хвостов цианирования руды, содержащих 0,36 г/т золота (М.А.Меретуков, А.М.Орлов. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М., Металлургия. - 1991. - с.74-76). При плотности магнитного потока в воздушном зазоре сепаратора 0,75 Тл извлечение золота в магнитный продукт составляет 51,4% при содержании в нем благородного металла 1,32 г/т. Полученный концентрат для извлечения золота направляют в цикл цианирования на фабрику, что вызывает, очевидно, увеличение расхода растворителя вследствие концентрирования сульфидов (пирротина и др.), но не гарантирует дорастворение золота из магнитного продукта.A known method of beneficiation in a strong magnetic field of cyanide ore tailings containing 0.36 g / t of gold (M.A. Meretukov, A.M. Orlov. Metallurgy of noble metals (foreign experience). M., Metallurgy. - 1991. - with .74-76). When the magnetic flux density in the air gap of the separator is 0.75 T, the extraction of gold into the magnetic product is 51.4% with a precious metal content of 1.32 g / t. The obtained concentrate for gold recovery is sent to the cyanidation cycle at the factory, which obviously causes an increase in solvent consumption due to the concentration of sulfides (pyrrhotite, etc.), but does not guarantee the final dissolution of gold from the magnetic product.
Известен способ извлечения золота из сульфидных руд и концентратов, сущность которого заключается в проведении предварительной известковой обработки с продувкой воздуха при температуре окружающей среды, рН 10,5-11 и последующем цианировании пульпы (Mc. Quiston Ir.F. and Snomaker R.S. Gold and Silver Cyanidation Plant Practice. - New York: A.I.M.E. publication, 1981. - Vol.11. - 263 p. Innovation in Gold and Silver Recovery; Phase IV // Randol. - Colorado: Randol Intern. Ltd, 1992. - Vol.15-17. P.A1-A1940). Применение предварительной известковой обработки позволяет снизить расход цианистого натрия на 20-25% в цикле выщелачивания при уровне извлечения золота 83-93%.A known method of extracting gold from sulfide ores and concentrates, the essence of which is to carry out preliminary calcining with air purging at ambient temperature, pH 10.5-11 and subsequent cyanide pulp (Mc. Quiston Ir.F. and Snomaker RS Gold and Silver Cyanidation Plant Practice. - New York: AIME publication, 1981. - Vol.11. - 263 p. Innovation in Gold and Silver Recovery; Phase IV // Randol. - Colorado: Randol Intern. Ltd, 1992. - Vol.15- 17. P.A1-A1940). The use of preliminary lime treatment allows to reduce the consumption of sodium cyanide by 20-25% in the leaching cycle at a gold recovery level of 83-93%.
Недостатком способа является незначительное сокращение расхода растворителя (на 20-25%) в сравнении с прямым цианированием рудного сырья.The disadvantage of this method is a slight reduction in solvent consumption (by 20-25%) in comparison with direct cyanidation of ore raw materials.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является снижение расхода цианистого натрия и получение приемлемых показателей извлечения золота из сульфидных концентратов, содержащих пирит, пирротин и другие минералы. Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в создании условий, исключающих попадание незолотосодержащих сульфидов (пирротина) в цианистый процесс, что позволяет значительно снизить расход растворителя.The task to which the invention is directed is to reduce the consumption of sodium cyanide and obtain acceptable indicators for the extraction of gold from sulfide concentrates containing pyrite, pyrrhotite and other minerals. The problem is solved due to the technical result, which is to create conditions that exclude the ingress of non-gold sulfides (pyrrhotite) into the cyanide process, which can significantly reduce the consumption of solvent.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки золотосодержащих сульфидных концентратов, включающем магнитную сепарацию в две последовательные стадии, причем на первой стадии магнитную сепарацию проводят при величине магнитной индукции, равной 0,02-0,04 Тл, с выделением железного скрапа, на второй стадии магнитную сепарацию проводят при величине магнитной индукции 0,1-0,6 Тл, с получением магнитной фракции, содержащей пирротин, а железный скрап, полученный на первой стадии магнитной сепарации, и немагнитную фракцию, полученную на второй стадии магнитной сепарации, подвергают известковой обработке и цианированию.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing gold-containing sulfide concentrates, which includes magnetic separation in two successive stages, moreover, in the first stage, magnetic separation is carried out with a magnetic induction value of 0.02-0.04 T, with the release of iron scrap, the second stage, magnetic separation is carried out at a magnetic induction value of 0.1-0.6 T, to obtain a magnetic fraction containing pyrrhotite, and iron scrap obtained in the first stage of magnetic separation, and a non-magnetic fraction w obtained in the second step of magnetic separation, is subjected to lime processing and cyanidation.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки золотосодержащих сульфидных концентратов, включающем магнитную сепарацию при величине магнитной индукции 0,1-0,6 Тл с получением коллективной магнитной фракции, содержащей пирротин и железный скрап, которую затем подвергают магнитной селекции при величине магнитной индукции - 0,02-0,04 Тл, с выделением железного скрапа и слабомагнитной фракции, содержащей пирротин, а полученную после магнитной сепарации немагнитную фракцию и железный скрап, полученный после магнитной селекции, подвергают известковой обработке и цианированию.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing gold-containing sulfide concentrates, including magnetic separation at a magnetic induction of 0.1-0.6 T to obtain a collective magnetic fraction containing pyrrhotite and iron scrap, which is then subjected to magnetic selection at a magnitude of magnetic induction - 0.02-0.04 T, with the release of iron scrap and a weakly magnetic fraction containing pyrrhotite, and the non-magnetic fraction obtained after magnetic separation and iron scrap obtained after magnetic second selection processing of lime and subjected to cyanidation.
Сущность способа заключается в том, что сульфидный концентрат предварительно подвергают магнитной сепарации с получением магнитной фракции, состоящей, преимущественно, из пирротина, не содержащего золота и являющейся условно отвальной, и немагнитной фракций, представленной золотосодержащим пиритом, немагнитную фракцию после известковой обработки направляют на цианирование. Магнитную сепарацию проводят в две последовательные стадии: I - при величине магнитной индукции 0,02-0,04 Тл с выделением железного скрапа, II - при 0,1-0,6 Тл с получением магнитной фракции, содержащей пирротин, либо магнитную сепарацию проводят в одну стадию с получением коллективной магнитной фракции, содержащей пирротин и железный скрап (при величине магнитной индукции 0,1-0,6 Тл), после чего магнитную фракцию подвергают селекции при величине магнитной индукции 0,02-0,04 Тл, выделяют железный скрап и слабомагнитную фракцию, которые направляют на известковую обработку и цианирование.The essence of the method lies in the fact that the sulfide concentrate is preliminarily subjected to magnetic separation to obtain a magnetic fraction consisting mainly of gold-free pyrrhotite and conditionally dump, and a non-magnetic fraction represented by gold-containing pyrite, and the non-magnetic fraction after calcareous treatment is sent to cyanide. Magnetic separation is carried out in two successive stages: I - at a magnitude of magnetic induction of 0.02-0.04 T with the release of iron scrap, II - at 0.1-0.6 T with obtaining a magnetic fraction containing pyrrhotite, or magnetic separation is carried out in one stage to obtain a collective magnetic fraction containing pyrrhotite and iron scrap (with a magnetic induction of 0.1-0.6 T), after which the magnetic fraction is subjected to selection at a magnetic induction of 0.02-0.04 T, iron scrap and weakly magnetic fraction, which are directed to the limestone tkovuyu processing and cyanidation.
Использование предварительной магнитной сепарации обеспечивает выведение сульфидов, не содержащих золото (например, пирротина), в магнитную фракцию, тем самым сокращая количество сульфидов в немагнитной фракции, в результате чего в процессе цианирования последней снижается расход растворителя.The use of preliminary magnetic separation ensures the removal of gold-free sulfides (for example, pyrrhotite) into the magnetic fraction, thereby reducing the amount of sulfides in the non-magnetic fraction, as a result of which the solvent consumption decreases during cyanidation of the latter.
Кроме того, проведение предварительной магнитной сепарации сульфидных концентратов, содержащих пирротин, пирит и другие минералы, позволяет вывести в отдельный продукт золотосодержащий железный скрап, получить немагнитную фракцию, направляемые на гидрометаллургическую переработку, и условно отвальную магнитную фракцию.In addition, the preliminary magnetic separation of sulfide concentrates containing pyrrhotite, pyrite and other minerals makes it possible to remove gold-containing iron scrap into a separate product, to obtain a non-magnetic fraction sent for hydrometallurgical processing, and conditionally dump magnetic fraction.
Заявляемый способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов, содержащих пирротин, пирит и другие минералы, соответствует критерию «изобретательский уровень», так как обеспечивает сокращение расхода цианистого натрия, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method of processing sulfide gold-bearing concentrates containing pyrrhotite, pyrite and other minerals meets the criterion of "inventive step", as it reduces the consumption of sodium cyanide, which does not follow explicitly from the prior art.
Способ поясняется чертежами, где на фиг.1 представлена принципиальная схема переработки сульфидного концентрата для прим.1, на фиг.2 - для прим.2.The method is illustrated by drawings, in which Fig. 1 shows a schematic diagram of the processing of sulfide concentrate for example 1, in figure 2 - for example 2.
Пример 1Example 1
Исходным материалом для проведения исследований явился сульфидный концентрат, содержащий 20,6 г/т золота. По минералогическому анализу указанный продукт на 80% представлен сульфидами: преимущественно пиритом и пирротином, не содержащим золото.The starting material for the study was a sulfide concentrate containing 20.6 g / t of gold. According to mineralogical analysis, the specified product is represented by 80% sulfides: mainly pyrite and pyrrhotite, not containing gold.
Концентрат подвергали предварительной магнитной сепарации в две последовательные стадии при значениях магнитной индукции 0,02-0,04 и 0,1-0,6 Тл (фиг.1). Полученную немагнитную фракцию и железный скрап направляли на известковую обработку и цианирование в следующих условиях: Ж:Т=2:1, концентрация цианистого натрия - 2 г/л, рН 10,5-11, продолжительность - 24 ч. Результаты опытов представлены в таблицах 1 и 2.The concentrate was subjected to preliminary magnetic separation in two successive stages with magnetic induction values of 0.02-0.04 and 0.1-0.6 T (figure 1). The obtained non-magnetic fraction and iron scrap were sent to calcareous treatment and cyanide under the following conditions: W: T = 2: 1, sodium cyanide concentration - 2 g / l, pH 10.5-11, duration - 24 hours. The experimental results are presented in tables 1 and 2.
Согласно экспериментальным данным (таблица 1) процесс магнитной сепарации концентрата обеспечивает получение немагнитной фракции с извлечением золота на уровне 97,7%, магнитной фракции с условно отвальным содержанием золота (0,84 г/т) и железного скрапа с извлечением в него золота 1,4%.According to the experimental data (table 1), the magnetic separation of the concentrate provides a non-magnetic fraction with gold extraction at the level of 97.7%, a magnetic fraction with conditionally dump gold content (0.84 g / t) and iron scrap with the extraction of gold 1, four%.
При проведении экспериментов при величине магнитной индукции более 0,6 Тл наблюдались повышенные потери золота с магнитной фракцией до 4,5-6,0 г/т и снижение извлечения благородного металла в немагнитную фракцию до 91-92% вследствие частичного выделения золотосодержащего пирита в магнитную фракцию. В этом случае магнитная фракция не является отвальной и требует дополнительной переработки.When conducting experiments with a magnetic induction of more than 0.6 T, there was an increased loss of gold with a magnetic fraction of up to 4.5-6.0 g / t and a decrease in the recovery of noble metal into a non-magnetic fraction to 91-92% due to the partial separation of gold-containing pyrite into magnetic fraction. In this case, the magnetic fraction is not dumped and requires additional processing.
В процессе цианирования немагнитной фракции в сравнении с прямым цианированием исходного концентрата существенно снижается расход цианистого натрия с 33,6 до 9,2 кг/т, то есть в 3,6 раза за счет уменьшения содержания пирротина в указанном продукте, при сохранении высокого уровня извлечения золота (97%) (таблица 2).In the process of cyanidation of a non-magnetic fraction, in comparison with direct cyanidation of the initial concentrate, the consumption of sodium cyanide is significantly reduced from 33.6 to 9.2 kg / t, i.e. by 3.6 times due to a decrease in the content of pyrrhotite in the specified product, while maintaining a high level of extraction gold (97%) (table 2).
Для сравнения в таблице 2 приведены результаты опытов по переработке флотоконцентратов в следующих условиях, известковая обработка с продувкой воздуха, рН 10,5, продолжительность - 8 ч и последующее цианирование в указанных выше режимах. Анализ экспериментов показывает, что введение предварительной известковой обработки перед операцией выщелачивания позволяет незначительно сократить расход цианистого натрия при цианировании с 33,6 до 25,0 кг/т, то есть в 1,35 раза.For comparison, table 2 shows the results of experiments on the processing of flotation concentrates under the following conditions, lime treatment with air purge, pH 10.5, duration 8 hours and subsequent cyanidation in the above modes. An analysis of the experiments shows that the introduction of preliminary calcareous treatment before the leaching operation can slightly reduce the consumption of sodium cyanide during cyanidation from 33.6 to 25.0 kg / t, i.e. 1.35 times.
Полученные результаты свидетельствуют о высокой эффективности проведения предварительной магнитной сепарации перед операцией известковой обработки и цианирования в сопоставлении с предварительной известковой обработкой перед цианированием при переработке сульфидных концентратов, содержащих пирит, пирротин и другие сульфидные минералы.The results indicate a high efficiency of preliminary magnetic separation before the operation of lime treatment and cyanidation in comparison with preliminary lime treatment before cyanide during the processing of sulfide concentrates containing pyrite, pyrrhotite and other sulfide minerals.
Пример 2Example 2
Концентрат подвергали коллективной магнитной сепарации при величине магнитной индукции 0,1-0,6 Тл, полученную коллективную магнитную фракцию, содержащую пирротин и железный скрап, направляли на магнитную селекцию, которую проводили при величине магнитной индукции 0,02-0,04 Тл (фиг.2, таблица 3). Немагнитную фракцию и железный скрап подвергали цианированию в указанных выше условиях, слабо магнитную фракцию направляли в отвал.The concentrate was subjected to collective magnetic separation at a magnetic induction of 0.1-0.6 T, the resulting collective magnetic fraction containing pyrrhotite and iron scrap was sent to magnetic selection, which was carried out at a magnetic induction of 0.02-0.04 T (Fig. .2, table 3). The non-magnetic fraction and iron scrap were subjected to cyanidation under the above conditions, the weakly magnetic fraction was sent to the dump.
Из данных, представленных в таблице 3, следует, что проведение коллективной магнитной сепарации с получением коллективной магнитной фракции и последующей магнитной селекцией обеспечивает практически идентичные результаты, соответствующие 2х стадиальной магнитной сепарации (см. табл.1). Извлечение Au в немагнитную фракцию и железный скрап составляет 99,2%, в отвальный продукт - (слабо магнитную фракцию) - 0,8%. Экспериментальные данные по цианированию продуктов магнитной сепарации (после их предварительной известковой обработки) свидетельствуют об эффективности применения магнитной сепарации перед операцией гидрометаллургической переработки концентратов (таблица 4): извлечение золота из продуктов магнитной сепарации находится на уровне 97% при сокращении расхода цианистого натрия на 23-24 кг/т.From the data presented in table 3, it follows that conducting collective magnetic separation to obtain a collective magnetic fraction and subsequent magnetic selection provides almost identical results, corresponding to 2 x stage magnetic separation (see table 1). The extraction of Au into the non-magnetic fraction and iron scrap is 99.2%, and into the dump product - (weakly magnetic fraction) - 0.8%. Experimental data on cyanidation of magnetic separation products (after preliminary calcining) indicate the effectiveness of using magnetic separation before the hydrometallurgical processing of concentrates (table 4): gold recovery from magnetic separation products is at the level of 97%, while sodium cyanide consumption is reduced by 23-24 kg / t
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010125490A RU2434953C1 (en) | 2010-06-21 | 2010-06-21 | Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions) |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010125490A RU2434953C1 (en) | 2010-06-21 | 2010-06-21 | Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions) |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2434953C1 true RU2434953C1 (en) | 2011-11-27 |
Family
ID=45318190
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2010125490A RU2434953C1 (en) | 2010-06-21 | 2010-06-21 | Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions) |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2434953C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2540236C2 (en) * | 2013-05-07 | 2015-02-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) | Processing of high-carbon gold-bearing rock |
| RU2625144C1 (en) * | 2016-01-11 | 2017-07-11 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method of processing pyrit-pyrrotin-containing gold-sulfide concentrates |
| CN107460336A (en) * | 2017-08-10 | 2017-12-12 | 李家元 | A kind of processing method of golden cyanide residue |
| RU2715138C2 (en) * | 2015-10-15 | 2020-02-25 | Синтокоджио, Лтд. | Method for regeneration of molding sand and regeneration system |
-
2010
- 2010-06-21 RU RU2010125490A patent/RU2434953C1/en active
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2540236C2 (en) * | 2013-05-07 | 2015-02-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) | Processing of high-carbon gold-bearing rock |
| RU2715138C2 (en) * | 2015-10-15 | 2020-02-25 | Синтокоджио, Лтд. | Method for regeneration of molding sand and regeneration system |
| RU2625144C1 (en) * | 2016-01-11 | 2017-07-11 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method of processing pyrit-pyrrotin-containing gold-sulfide concentrates |
| CN107460336A (en) * | 2017-08-10 | 2017-12-12 | 李家元 | A kind of processing method of golden cyanide residue |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Eksteen et al. | A conceptual process for copper extraction from chalcopyrite in alkaline glycinate solutions | |
| US20200165697A1 (en) | Integrated recovery of metals from complex substrates | |
| Jiang et al. | Simultaneous leaching of manganese and silver from manganese–silver ores at room temperature | |
| JP2008533294A (en) | Continuous or simultaneous leaching of ores containing nickel and cobalt | |
| CN104379778A (en) | A method for recovering indium, silver, gold and other rare, precious and base metals from complex oxide and sulfide ores | |
| Xu et al. | Eco-friendly and efficient extraction of valuable elements from copper anode mud using an integrated pyro-hydrometallurgical process | |
| US9920395B2 (en) | Method for recovering gold from refractory ore | |
| RU2434953C1 (en) | Method of processing gold-containing sulphide concentrates (versions) | |
| WO2021119728A1 (en) | Recovery of vanadium from slag materials | |
| CN110564964B (en) | Dressing and smelting combined process for efficiently utilizing copper-zinc ore | |
| Kashyap et al. | Extraction and recovery of zinc and indium from residue rich in zinc ferrite | |
| EA031994B1 (en) | Leaching of minerals | |
| Roshani et al. | Studies on the leaching of an arsenic–uranium ore | |
| JP2020105587A (en) | Treatment method of acidic solution containing noble metal, selenium and tellurium | |
| EP2902510A1 (en) | A new method for leaching of electric arc furnace dust (EAFD) with sulphuric acid | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| Oraby et al. | Selective extraction of Ni and Co from a pyrrhotite-rich flotation slime using an alkaline glycine-based leach system | |
| Randhawa et al. | Characteristics and processing of copper refinery anode slime | |
| CA2848843C (en) | Pre-treatment for conventional cyanidation for silver recovering from manganese - argentiferous ores containing occluded silver | |
| Lopez et al. | Copper and cyanide recovery from barren leach solution at the gold processing plant | |
| Shoshay et al. | Intensification of the process of extracting non-ferrous metals from kazakhstani technogenic raw materials | |
| EA037155B1 (en) | Method for processing ores, low-quality concentrates and technogenic copper waste | |
| RO128298B1 (en) | Process for oxidizing metal sulphides within concentrates with non-ferrous metals | |
| RU2594544C1 (en) | Method for processing industrial wastes of metallurgical and mining industry | |
| RU2754726C1 (en) | Method for recovering gold from refractory ores |