RU2439176C1 - Способ извлечения золота из концентратов - Google Patents
Способ извлечения золота из концентратов Download PDFInfo
- 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
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:
Основной компонент концентрата пирит FeS2 в этих условиях образует штейн:
При использовании углеродсодержащих восстановителей (кокс, активированный уголь и пр.) неизбежно выделение диоксида серы, образующегося как в результате разложения пирита, так и при восстановлении галенита:
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.
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)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2516180C1 (ru) * | 2012-11-26 | 2014-05-20 | Владимир Семенович Сонькин | Способ переработки сплава лигатурного золота |
-
2010
- 2010-04-26 RU RU2010116437/02A patent/RU2439176C1/ru not_active IP Right Cessation
Cited By (1)
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 |