RU2439176C1 - Способ извлечения золота из концентратов - Google Patents

Способ извлечения золота из концентратов Download PDF

Info

Publication number
RU2439176C1
RU2439176C1 RU2010116437/02A RU2010116437A RU2439176C1 RU 2439176 C1 RU2439176 C1 RU 2439176C1 RU 2010116437/02 A RU2010116437/02 A RU 2010116437/02A RU 2010116437 A RU2010116437 A RU 2010116437A RU 2439176 C1 RU2439176 C1 RU 2439176C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
lead
gold
electrolyte
concentrate
alloy
Prior art date
Application number
RU2010116437/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2010116437A (ru
Inventor
Владимир Геннадьевич Лобанов (RU)
Владимир Геннадьевич Лобанов
Василий Иович Викулов (RU)
Василий Иович Викулов
Фарит Минниахметович Набиуллин (RU)
Фарит Минниахметович Набиуллин
Владимир Борисович Начаров (RU)
Владимир Борисович Начаров
Николай Александрович Филонов (RU)
Николай Александрович Филонов
Денис Олегович Бахтияров (RU)
Денис Олегович Бахтияров
Юлия Павловна Соболева (RU)
Юлия Павловна Соболева
Ирина Николаевна Семина (RU)
Ирина Николаевна Семина
Original Assignee
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина".
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 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина". filed Critical Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина".
Priority to RU2010116437/02A priority Critical patent/RU2439176C1/ru
Publication of RU2010116437A publication Critical patent/RU2010116437A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2439176C1 publication Critical patent/RU2439176C1/ru

Links

Landscapes

  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к извлечению золота из богатых сульфидных концентратов. Концентрат шихтуют со свинецсодержащими материалами, восстановителем и шлакообразующими флюсами. Проводят плавку концентрата при температуре 1100-1200°С с получением золото-свинцового сплава. Образующийся золото-свинцовый сплав подвергают электролитическому растворению в азотнокислом электролите при анодной плотности тока 800-1500 А/м2 и непрерывной подаче в электролизную ванну свежего электролита, содержащего 15-30 г/л HNO3 с расходом, при котором вытекающий из ванны товарный электролит содержит 1-3 г/л HNO3 и 50-100 г/л Pb(NO3)2. При этом для предотвращения восстановления свинца катод отделяют от анода анионообменной мембраной. Золото выделяют в шлам, а из электролита осаждают свинец в виде труднорастворимой соли, которую возвращают на плавку. Технический результат заключается в увеличении степени извлечения золота. 2 з.п. ф-лы, 2 табл.

Description

Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к извлечению золота и серебра из концентратов.
При гравитационном обогащении коренных руд получают концентраты с содержанием от 50 до 200 г/т, реже до 500 г/т золота. Такие концентраты перерабатывают преимущественно плавкой на медный или свинцовый коллектор на соответствующих заводах.
Перечисткой указанных концентратов удается повысить содержание золота до 0,1-5%. Подобный богатый материал - «золотую головку» - стремятся переработать непосредственно на золотоизвлекательных фабриках с получением чернового золота или золото-серебряного сплава.
Среди применяемых гидрометаллургических вариантов переработки «золотой головки» обжиг и выщелачивание золота в царской водке, в цианистых, тиомочевинных или других растворах, хлорирование и др. Широко используют плавку огарков или непосредственно концентратов с коллектированием золота свинцом. Купелированием свинец в виде оксида возвращают на плавку, а золото-серебряный сплав отправляют на аффинаж. Эффективный метод амальгамации по экологическим соображениям применяют все реже (1. Металлургия благородных металлов: В 2-х кн. Кн.1 / Ю.А.Котляр, М.А.Меретуков, Л.С.Стрижко. - М.: МИСИС, «Руда и металлы», 2005 г., - 432 с. 2. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.Г. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987. - 366 с. 3. Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1990. - 416).
Известен метод коллектирования золота из концентратов жидким галлием при температуре 25-40°С (4. Патент РФ №95107176 от 1997.09.10).
Перечисленные методы сложны в технологическом отношении, либо не обеспечивают необходимого извлечения золота в товарный продукт. В частности, при использовании свинцового коллектора купелирование сплава сопряжено с выделением токсичных свинецсодержащих газов и паров.
Наиболее близким к заявляемому техническим решением является способ переработки сульфид и свинецсодержащих шлихов (концентратов) золота, включающий термическую обработку шихты с получением свинец-золото-серебряного сплава, отделение сплава, селективное разделение компонентов с получением высокочистого золота, отличающийся тем, что исходный материал шихтуют с гидроксидом натрия или калия при соотношении компонентов 1:1-1,2 с добавкой 2,5-3,0% измельченного угля или кокса и термически обрабатывают, образующийся золото-серебро-свинцовый сплав подвергают селективному разделению компонентов электролизом в уксусно-хлорнокислом электролите в электролизерах с растворимыми анодами (5. Патент РФ №2000123626 от 2004.01.10). Термическую обработку шихты при 500-650°С в течение 1 ч при перемешивании.
Данный способ, выбранный прототипом, позволяет использовать высокие коллектирующие свойства свинца и избежать купелирования сплава. Вместе с тем, проведение термической обработки шихты при температурах 500-600°С не предполагает расплавление минеральной основы концентрата. В результате даже при очень тонком помоле значительная часть золота остается в структуре минеральных (преимущественно сульфидных) зерен и не извлекается в свинцовый сплав.
Настоящее изобретение направлено на устранение указанного недостатка и имеет задачу увеличения степени извлечения золота из концентрата.
Указанный технический результат достигается тем, что концентрат шихтуют с свинецсодержащими материалами, восстановителем, шлакообразующими флюсами и плавят при температуре 1100-1200°C, образующийся золото-свинцовый сплав подвергают электролитическому растворению в азотнокислом электролите, при анодной плотности тока 800-1500 А/м2, в электролизную ванну непрерывно подают свежий электролит, содержащий 15-30 г/л HNO3 с расходом, при котором вытекающий из ванны товарный электролит содержит 1-3 г/л HNO3 и 50-100 г/л Pb(NO3)2, при этом для предотвращения восстановления свинца катод отделяют от анода анионообменной мембраной, золото выделяют в шлам, а из электролита осаждают свинец в виде труднорастворимой соли, которую возвращают на плавку.
Сущность предлагаемого изобретения заключается в том, что термическую обработку проводят, в отличие от прототипа, с полным расплавлением шихты при температуре более 1100°С. В этих условиях частицы золота, вкрапленные в структуру сульфидных минералов, становятся доступными коллектирующему действию свинца. Аналогичной цели добиваются в известных методах плавки огарков, но в предлагаемом способе проводят плавку непосредственно концентратов. Для восстановления свинца, вводимого в шихту в виде солей или оксида, а также присутствующего в концентрате в виде сульфида PbS, целесообразно использовать металлическое железо:
Figure 00000001
Figure 00000002
Основной компонент концентрата пирит FeS2 в этих условиях образует штейн:
Figure 00000003
При использовании углеродсодержащих восстановителей (кокс, активированный уголь и пр.) неизбежно выделение диоксида серы, образующегося как в результате разложения пирита, так и при восстановлении галенита:
Figure 00000004
Figure 00000005
Другими словами, металлическое железо помимо восстановления свинца связывает серу и предотвращает ее выброс с газами.
Капли металлического свинца образуются одновременно с расплавлением шихты и вскрытием золотинок, чем и достигается более полное коллектирование золота в сплав.
В условиях плавки кислородом воздуха часть металлического железа неизбежно окисляется, поэтому расход его для полного восстановления свинца должен быть несколько больше, чем требуется по стехиометрии реакций 1 и 2.
Полученный золото-свинцовый сплав, как и в случае прототипа, подвергают электролитическому растворению. При этом свинец переходит в раствор, а золото выпадает в виде шлама. Электролитическое растворение золото-свинцового сплава ведут при анодной плотности тока 800-1500 А/м2, в электролизную ванну подают свежий электролит, содержащий 15-30 г/л HNO3 с расходом, при котором вытекающий из ванны товарный электролит содержит 1-3 г/л HNO3 и 50-100 г/л Pb(NO3)2. Поскольку предполагается выделение свинца в виде оборотного продукта - труднорастворимой соли, возвращаемой на плавку, восстановление свинца на катоде не предусмотрено. Для предотвращения восстановления свинца катод отделяют от анода анионоонообменной мембраной.
С целью более высокой скорости процесса плотность тока на аноде поддерживают на уровне 800-1500 А/м2, при которой побочный процесс - выделение кислорода - еще не происходит. Для этого же по мере накопления свинца в электролите его заменяют свежим, который должен содержать только азотную кислоту. Опытами установлено, что содержание последней не должно превышать 30 г/л во избежание химического растворения свинца и выделения токсичных оксидов азота по реакции: Pb + 4HNO3 = Pb(NO3)2 + 2NO2 + 2H2O
В свою очередь, выводимый из ванны электролит должен содержать некоторое остаточное количество азотной кислоты, предотвращающий гидролиз и осаждение гидрооксида Pb(ОН)2 в электролизной ванне вместе с золотом. Расход электролита, циркулирующего через ванну, определяют исходя из накопления нитрата свинца не более 100 г/ли остаточной кислотности не менее 1 г/л. Большее содержание свинца в электролите снижает выход по току по причине увеличения доли побочной реакции - выделения кислорода.
Для возвращения свинца на плавку его из электролита необходимо осадить в виде труднорастворимого соединения. Из числа возможных вариантов - оксид PbO, сульфат PbSO4, сульфид PbS, карбонат PbСО3 - наиболее предпочтительно осаждение карбоната. Введение оборотной серы на плавку увеличивает вероятность выделения диоксида серы SO2, a осаждение гидрооксида влечет глубокую нейтрализацию электролита и соосаждение примесей. Установлено, что чистый карбонат свинца осаждается при значении pH=1,5-2. Полное осаждение свинца не требуется, поскольку электролит, обедненный по свинцу, возвращают вновь на электролиз после подкрепления азотной кислотой.
На степень извлечения золота из концентрата в свинцовый сплав при плавке решающую роль играют вязкость шлака и дозировка свинца. Известно, что вязкость шлака снижают добавлением флюсов. В предлагаемом способе используют соду. Количество свинца, обеспечивающего извлечение золота в сплав не менее чем на 95%, должно составлять 5-10% от массы концентрата. Большее количество свинца обедняет сплав по золоту и усложняет его переработку, при меньшей дозировке извлечение золота резко падает. Если концентрат содержит свинец, к примеру в виде PbS, то массу вводимого оборотного свинца в виде карбоната соответственно уменьшают.
Реализация предложенного способа рассмотрена в следующих примерах.
1. Навеску гравитационного концентрата, содержащего 87% FeS2, 5,2% PbS; 0,5% Au; остальное - SiO2, CaO, MgO, Al2O3, шихтовали с содой и карбонатом свинца. В качестве восстановителя использовали железные гвозди. Плавку проводили в муфельной печи в алундовом тигле при температуре 1100-1200°С в течение 1,5 часов. По окончании плавки содержимое тигля выливали в изложницу, свинцовый сплав отделяли от шлака и анализировали оба продукта на содержание золота. На основании полученных результатов рассчитывали извлечение золота в сплав.
Свинцовый сплав отливали в форме анода (Sраб.=10 см2) и растворяли в азотнокислом электролите. Шлам переплавляли с содой и анализировали чистоту чернового золота.
Для сравнения был проведен опыт по способу прототипа, в котором термическую обработку смеси концентрата, щелочи и металлического свинца проводили при температуре 500-650°С (остальные параметры согласно заявке-прототипу). Полученный сплав растворяли в данном опыте в уксусно-хлорнокислом электролите. Исходные данные и результаты сведены в таблице 1.
2. Отличается тем, что в опытах при электролитическом растворении свинцового сплава варьировали кислотностью исходного раствора и условиями осаждения карбоната свинца из отработанного электролита. В данных опытах варьировали расходом Na2CO3, при котором проводили осаждение карбоната свинца (значения pH=1,5-2,5 - таблица 2).
Таблица 1
Влияние технологических параметров на извлечение свинца в сплав и выход по току.
Масса к-та, г Темпера
тура, °С
Масса Fe, % от стехио Масса PbCO3, г Суммар. масса свинца, г Извлеч. золота в сплав, % Содержание в отработанном электролите, г/л Плотн. тока, А/м Выход по току, %
HNO3 Pb(NO3)
100 1050 100 0 4,1 82 0,5 120 1600 73
100 1100 110 1,5 5,3 93 1 100 1500 90
100 1150 115 3 6,1 94 2 70 1000 92
100 1200 130 5 8,3 96 3 50 800 95
100 1250 140 7 10,9 96 4 30 600 98
100 Прототип 4,1 68 - - 1000 35
Таблица 2
Влияние условий электролиза на скорость растворения сплава
Начальная концентрация азотной кислоты, г/л Плотность тока, А/м2 Скорость растворения, г/ч Концентрация свинца в отработанном электролите, г/л pH осаждения PbCO3 Степень осаждения свинца, %
7 1000 3,2 65 1,3 19
15 1000 3,5 69 1,5 75
20 1000 3,7 69 2,0 79
30 1000 4,0 71 2,5 96
35 1000 5,9 (выдел. NO) 93 3,0 98
Сопоставительный анализ известных технических решений, в т.ч. способа, выбранного в качестве прототипа, и предлагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность повысить извлечение золота при плавке на 25-28%.

Claims (3)

1. Способ извлечения золота из концентратов, включающий плавку концентрата с получением золотосвинцового сплава и разделение его компонентов, отличающийся тем, что концентрат шихтуют со свинецсодержащими материалами, восстановителем, шлакообразующими флюсами и плавят при температуре 1100-1200°С, образующийся золотосвинцовый сплав подвергают электролитическому растворению в азотнокислом электролите при отделении анода от катода анионообменной мембраной для предотвращения восстановления свинца при анодной плотности тока 800-1500 А/м2 и непрерывной подаче в электролизную ванну свежего электролита, содержащего 15-30 г/л HNO3 с расходом, при котором вытекающий из ванны товарный электролит содержит 1-3 г/л HNO3 и 50-100 г/л Pb(NO3)2, при этом золото выделяют в шлам, а из электролита осаждают свинец в виде труднорастворимой соли, которую возвращают на плавку.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве восстановителя используют металлическое железо в количестве 110-130% от стехиометрически необходимого для восстановления свинца.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в товарный электролит вне электролизной ванны добавляют карбонат натрия Na2CO3 до pH 1,5-2,5, образующийся при этом карбонат свинца используют в качестве свинецсодержащего материала при плавке, причем содержание свинца в шихте плавки составляет 5-10% от массы концентрата.
RU2010116437/02A 2010-04-26 2010-04-26 Способ извлечения золота из концентратов RU2439176C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010116437/02A RU2439176C1 (ru) 2010-04-26 2010-04-26 Способ извлечения золота из концентратов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010116437/02A RU2439176C1 (ru) 2010-04-26 2010-04-26 Способ извлечения золота из концентратов

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2010116437A RU2010116437A (ru) 2011-11-27
RU2439176C1 true RU2439176C1 (ru) 2012-01-10

Family

ID=45317341

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2010116437/02A RU2439176C1 (ru) 2010-04-26 2010-04-26 Способ извлечения золота из концентратов

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2439176C1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2516180C1 (ru) * 2012-11-26 2014-05-20 Владимир Семенович Сонькин Способ переработки сплава лигатурного золота

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2516180C1 (ru) * 2012-11-26 2014-05-20 Владимир Семенович Сонькин Способ переработки сплава лигатурного золота

Also Published As

Publication number Publication date
RU2010116437A (ru) 2011-11-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US8834818B2 (en) Treatment of indium gallium alloys and recovery of indium and gallium
CN100485059C (zh) 从硫化物精矿中回收金的方法
CA2454821C (en) Process for direct electrowinning of copper
CN102994747B (zh) 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺
CN104379778A (zh) 从复杂氧化物矿和硫化物矿回收铟、银、金和其它稀有金属、贵金属和碱金属的方法
Moradkhani et al. Selective zinc alkaline leaching optimization and cadmium sponge recovery by electrowinning from cold filter cake (CFC) residue
US20040144208A1 (en) Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral
JP5439997B2 (ja) 含銅鉄物からの銅回収方法
CN102787240A (zh) 一种从锡阳极泥中综合回收有价金属的方法
EP2683840B1 (en) Gold and silver extraction technology
CN102433439A (zh) 一种从砷滤饼中回收铼的方法
CN103266225A (zh) 铅阳极泥侧吹炉还原熔炼技术
CN102534244A (zh) 一种从低品位贵金属物料中富集贵金属的方法
Harvey The hydrometallurgical extraction of zinc by ammonium carbonate: a review of the Schnabel process
Lucheva et al. Hydro-pyrometallurgical treatment of copper converter flue dust
CN113528850B (zh) 一种控电位提纯黄金的方法
CN109402410B (zh) 一种铁锍酸溶渣预处理富集贵金属的方法
JP5062111B2 (ja) 脱銅スライムからの高純度亜砒酸水溶液の製造方法
EP2963132A1 (en) Method for leaching gold from gold ore containing pyrite
US20210292927A1 (en) Method for refining bismuth
RU2439176C1 (ru) Способ извлечения золота из концентратов
JP7247050B2 (ja) セレノ硫酸溶液の処理方法
Randhawa et al. Characteristics and processing of copper refinery anode slime
Antipov et al. Hydrometallurgical methods of recycling interelectrode slime
RU2796344C1 (ru) Способ переработки полиметаллического сульфидного сырья цветных металлов

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20120427