RU2479650C1 - Extraction method of precious metals from ores and concentrates - Google Patents

Extraction method of precious metals from ores and concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2479650C1
RU2479650C1 RU2012105165/02A RU2012105165A RU2479650C1 RU 2479650 C1 RU2479650 C1 RU 2479650C1 RU 2012105165/02 A RU2012105165/02 A RU 2012105165/02A RU 2012105165 A RU2012105165 A RU 2012105165A RU 2479650 C1 RU2479650 C1 RU 2479650C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
concentrates
gold
processing
solution
steam
Prior art date
Application number
RU2012105165/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Геннадьевич Лобанов
Евгений Александрович Кузас
Анатолий Викторович Мельников
Елена Владимировна Прокудина
Александра Владимировна Каратаева
Василий Иович Викулов
Фарит Минниахметович Набиуллин
Владимир Борисович Начаров
Николай Александрович Филонов
Александр Алексеевич Русских
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 RU2012105165/02A priority Critical patent/RU2479650C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2479650C1 publication Critical patent/RU2479650C1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method involves processing of base material during heating in water vapour atmosphere and further leaching of precious metals from processing product in solutions of reagents. Besides, processing of base material is performed in water vapour atmosphere, which is mixed with oxygen at the temperature of 300-500°C at oxygen content in gas mixture within 10-20%. Waste gases released during the processing are brought into contact with the solution that is combined with a leaching solution.
EFFECT: decrease of temperature and reduction of costs at preparation of refractory ores and concentrates to leaching.
1 tbl, 1 ex

Description

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и, в частности, к способам гидрометаллургического извлечения металлов из технологически упорного сырья, например из углистых руд и концентратов. Предлагаемый способ может быть использован при проведении анализов, а также при проведении геохимических, геолого-поисковых и геолого-разведочных работ, переоценке балансовых и забалансовых запасов в природном и антропогенном сырье.The invention relates to the metallurgy of noble metals and, in particular, to methods for hydrometallurgical extraction of metals from technologically refractory raw materials, for example from carbonaceous ores and concentrates. The proposed method can be used in the analysis, as well as in the conduct of geochemical, geological prospecting and geological exploration, revaluation of balance and off-balance reserves in natural and man-made raw materials.

Подавляющее большинство видов минерального сырья благородных металлов состоит из кристаллических и аморфных неорганических и органических компонентов. В благоприятных случаях благородные металлы могут находиться в сырьевой матрице в форме дискретных металлических частиц или вкраплены в структуру определенных минералов-носителей. Такое сырье не представляет технологических трудностей для промышленности и анализа.The vast majority of types of mineral raw materials of precious metals consists of crystalline and amorphous inorganic and organic components. In favorable cases, the noble metals can be in the raw matrix in the form of discrete metal particles or interspersed in the structure of certain carrier minerals. Such raw materials do not present technological difficulties for industry and analysis.

Во многих видах руд и концентратов золото и платиновые металлы находятся в форме отдельных ядер, субатомного размера скоплений и кластеров, которые химически или физически связаны с окружающим конденсированным неорганическим и органическим веществом матрицы. При таком рассеянии извлечение любых элементов из матрицы сырья представляет исключительно трудную задачу. Например, к технологически упорным видам золотосодержащего сырья относят граниты, глины, метаморфические сланцы, гнейсы, в особенности углеродсодержащие, черные пески, графит и многие другие. В этих породах, особенно углеродсодержащих, могут встречаться значительные количества благородных металлов, рассеянных в матрице. Они плохо поддаются извлечению при переработке традиционными методами цианирования. В многочисленных публикациях подчеркивается, что органические соединения золота и платины не растворяются в цианистых растворах и остаются в хвостах выщелачивания.In many types of ores and concentrates, gold and platinum metals are in the form of individual nuclei, subatomic size of clusters and clusters, which are chemically or physically associated with the surrounding condensed inorganic and organic matter of the matrix. With such scattering, the extraction of any elements from the matrix of raw materials is an extremely difficult task. For example, technologically resistant types of gold-bearing raw materials include granites, clays, metamorphic schists, gneisses, in particular carbon-containing, black sands, graphite and many others. In these rocks, especially carbon-containing, significant amounts of noble metals scattered in the matrix can be found. They are poorly recoverable by processing with traditional cyanidation methods. Numerous publications emphasize that the organic compounds of gold and platinum do not dissolve in cyanide solutions and remain in the leach tailings.

Наиболее распространенные способы переработки упорных руд и концентратов включают предварительное проведение физической дезинтеграции сухим или мокрым способом до технически и экономически оправданного размера частиц, по крайней мере до 0,1-0,01 мм. Эта операция позволяет частично обнажить включение благородных металлов, находящихся в матрице в форме самородных или интерметаллических частиц, имеющих размеры не менее 0,001 мм. Более мелкие частицы золота могут быть отделены от матрицы сырья и извлечены на следующем этапе в реакционный раствор только после дальнейшей химической дезинтеграции упорных частиц матрицы сырья. Для этого упорное сырье после физического измельчения подвергают термохимической, химической или более сложной обработке. Например, упорное сырье подвергают окислительному обжигу при 500-1000°C с последующим выщелачиванием благородных металлов из огарка ([1] Масленицкий И.Н., Чугаев Л.Г. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987. - 366 с.). Разновидностью подготовки концентратов к цианированию является обжиг в присутствии извести или других кальцийсодержащих материалов ([2] Патент РФ №2078146 от 27.04.1997), при котором решается проблема утилизации сернистых газов.The most common methods for processing refractory ores and concentrates include preliminary physical disintegration by dry or wet processes to technically and economically justified particle sizes of at least 0.1-0.01 mm. This operation allows you to partially expose the inclusion of precious metals that are in the matrix in the form of native or intermetallic particles having a size of at least 0.001 mm. Smaller gold particles can be separated from the matrix of raw materials and extracted in the next step into the reaction solution only after further chemical disintegration of the refractory particles of the matrix of raw materials. For this purpose, stubborn raw materials after physical grinding are subjected to thermochemical, chemical or more complex processing. For example, refractory raw materials are subjected to oxidative roasting at 500-1000 ° C followed by leaching of noble metals from a cinder ([1] Maslenitsky IN, Chugaev LG Metallurgy of noble metals. - M .: Metallurgy, 1987. - 366 p. .). A type of preparation of concentrates for cyanidation is firing in the presence of lime or other calcium-containing materials ([2] RF Patent No. 2078146 of 04/27/1997), which solves the problem of utilizing sulfur dioxide.

В указанных способах непродуктивные компоненты матрицы сырья разрушают, а благородные металлы переводят в раствор, концентрируют и далее выделяют из них товарный продукт известными способами.In these methods, the unproductive components of the matrix of raw materials are destroyed, and the noble metals are transferred into a solution, concentrated and then a commodity product is isolated from them by known methods.

Ни одним из известных способов промышленной (не лабораторной) химической обработки реагентами не удается достичь требуемой полноты вскрытия упорной части матрицы сырья или достаточной ее проницаемости для окислителей, комплексообразователей или экстрагентов, которая могла бы обеспечить максимальное извлечение редких металлов. В этой связи значительная часть ценных металлов безвозвратно теряется с хвостами выщелачивания, что приводит к снижению экономической и экологической эффективности производства. Наиболее радикальным подходом является плавка упорных концентратов на свинцовый, медный или иной сплав с последующим выделением из него благородных металлов известными методами [1].None of the known methods of industrial (non-laboratory) chemical treatment with reagents can achieve the required completeness of opening the resistant part of the matrix of raw materials or its sufficient permeability for oxidizing agents, complexing agents or extractants, which could ensure the maximum extraction of rare metals. In this regard, a significant part of valuable metals is irretrievably lost with leaching tails, which leads to a decrease in economic and environmental production efficiency. The most radical approach is the melting of refractory concentrates into lead, copper or other alloys, followed by the separation of noble metals from it by known methods [1].

Пирометаллургическая переработка упорного сырья, включающая в т.ч. окислительный обжиг или плавку с целью коллектирования благородных металлов медью, свинцом или другими металлами, неизбежно сопровождается потерями "микронных" частиц золота и платиноидов с пылями и газообразными продуктами.Pyrometallurgical processing of refractory raw materials, including oxidative roasting or smelting in order to collect noble metals with copper, lead or other metals is inevitably accompanied by the loss of micron particles of gold and platinoids with dust and gaseous products.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту является способ переработки золотосодержащих руд и концентратов (Патент РФ №2309187 от 27.10.2007), включающий обжиг в атмосфере водяного пара при температуре в печи 700-900°C. Предварительно измельченное сырье помещают в печь и нагревают в атмосфере пара. В указанных условиях матрица сырья разрушается, в частности в газовую фазу переходит сера и мышьяк, а микрочастицы благородных металлов полностью вскрываются для дальнейшего цианирования. Если исходное сырье содержит органический углерод, то, как показывает практика, в атмосфере пара он также разлагаются. Продукт обработки паром подвергают выщелачиванию в растворах реагентов. В частности, выщелачивание продукта обжига в цианистых растворах протекает без осложнений.The closest in technical essence and the achieved effect is a method of processing gold-bearing ores and concentrates (RF Patent No. 2309187 from 10.27.2007), including firing in an atmosphere of water vapor at a temperature in the furnace of 700-900 ° C. Pre-ground raw materials are placed in an oven and heated in a steam atmosphere. Under these conditions, the raw material matrix is destroyed, in particular, sulfur and arsenic pass into the gas phase, and microparticles of precious metals are fully opened for further cyanidation. If the feedstock contains organic carbon, then, as practice shows, it also decomposes in a vapor atmosphere. The steam treatment product is leached in reagent solutions. In particular, the leaching of the calcination product in cyanide solutions proceeds without complications.

Вместе с тем, газообразные продукты указанной реакции и сернистые газы увлекают освободившиеся микрочастицы благородных металлов и выносят их из огарка. Последующее улавливание золота из отходящих серосодержащих газовых продуктов и пылей существенно усложняет процесс.At the same time, the gaseous products of this reaction and sulphurous gases entrain the released microparticles of precious metals and remove them from the cinder. Subsequent recovery of gold from the sulfur-containing gas products and dusts significantly complicates the process.

В основу изобретения положена задача упрощения подготовки упорных концентратов, прежде всего углистых, к цианистому выщелачиванию при исключении потерь благородных металлов. В частности, целью является снижение температуры и соответствующих затрат при обработке сырья паром.The basis of the invention is the task of simplifying the preparation of refractory concentrates, primarily carbonaceous, for cyanide leaching while eliminating the loss of precious metals. In particular, the goal is to reduce the temperature and associated costs when processing raw materials with steam.

Указанный технический результат достигается тем, что обжиг концентратов ведут в атмосфере водяного пара и кислорода при температуре 300-500°C, причем содержание кислорода в исходной газовой смеси поддерживают в пределах 10-20%, а отходящие газы приводят в контакт с раствором, который используют при выщелачивании.The specified technical result is achieved in that the concentrates are fired in an atmosphere of water vapor and oxygen at a temperature of 300-500 ° C, and the oxygen content in the initial gas mixture is maintained within 10-20%, and the exhaust gases are brought into contact with the solution that is used when leaching.

В основе предлагаемого способа лежит химико-термическое разрушение органической матрицы, как составной части углистых руд и концентратов благородных металлов, для повышения эффективности последующего выщелачивания.The basis of the proposed method is the chemical-thermal destruction of the organic matrix, as part of carbonaceous ores and concentrates of precious metals, to increase the efficiency of subsequent leaching.

Ведение процесса по способу прототипа при температурах выше 700°С также позволяет разрушить органические структуры, но в таких условиях происходит окисление сульфидной серы, сопровождающееся выделением больших объемов диоксида серы и мышьяка; образуются оксиды железа и цветных металлов. Оба обстоятельства негативно отражаются на технико-экономических показателях процесса: высоки затраты на перегрев пара, на утилизацию и очистку газов газов, а частицы благородных металлов в той или иной степени экранируются пассивирующими пленками - извлечение при цианировании снижается.The process according to the method of the prototype at temperatures above 700 ° C also allows you to destroy organic structures, but in such conditions the oxidation of sulfide sulfur occurs, accompanied by the release of large volumes of sulfur dioxide and arsenic; oxides of iron and non-ferrous metals are formed. Both circumstances negatively affect the technical and economic indicators of the process: the costs of steam overheating, gas utilization and purification are high, and noble metal particles are screened to one degree or another by passivating films - recovery during cyanidation is reduced.

Хорошо известно, что минеральные формы углерода и органических соединений, в первую очередь графит, весьма устойчивы на воздухе. В атмосфере водяного пара без кислорода окисление углерода по реакцииIt is well known that the mineral forms of carbon and organic compounds, primarily graphite, are very stable in air. In an atmosphere of water vapor without oxygen, the oxidation of carbon by reaction

Figure 00000001
Figure 00000001

в соответствии с термодинамическими расчетами начинается при 650°C.according to thermodynamic calculations starts at 650 ° C.

Термодинамическими расчетами показано, что в присутствии кислорода окисление углеродаThermodynamic calculations showed that in the presence of oxygen, carbon oxidation

Figure 00000002
Figure 00000002

должно протекать во всем диапазоне температур. Результатами опытов установлено, что окисление углистых веществ в составе золотосодержащих концентратов в атмосфере водяного пара и воздуха начинается при температуре 250-270°C. Скорость разложения органики, приемлемая для практического применения этого метода, достигается при температуре выше 300°C. Примечательно, что при совместном действии пара и кислорода воздуха окисление сульфидов получает развитие начиная лишь с 600°C.should flow over the entire temperature range. The results of the experiments established that the oxidation of carbonaceous substances in the composition of gold-containing concentrates in the atmosphere of water vapor and air begins at a temperature of 250-270 ° C. An organic decomposition rate acceptable for the practical application of this method is achieved at temperatures above 300 ° C. It is noteworthy that with the combined action of steam and oxygen in the air, the oxidation of sulfides begins to develop only from 600 ° C.

На скорость окисления органических веществ существенно влияет содержание кислорода в исходной газовой смеси. В используемых на практике устройствах (парогенераторах) пар получают испарением воды в закрытых и герметичных емкостях. С целью экономии энергии при последующем перегреве и поддержании высокой температуры пара стремятся не допускать его разбавления воздухом. Практически содержание свободного кислорода в газовой смеси, подаваемой на обработку концентратов за счет «подсоса» воздуха, может составлять 1-2%. Как показал опыт, при температурах от 300 до 600°C такого количества кислорода недостаточно для активации процесса по реакции (2). И лишь при содержании кислорода 10-12% в указанном диапазоне температур наблюдается интенсивное окисление и разложение углистых веществ минеральных концентратов. Обработка углистых концентратов при температуре более 600°C дополнительного эффекта не дает, а при наличии в обрабатываемом сырье сульфидов начинается интенсивное окисление сульфидов, что не всегда оправдано. Большее, чем 20%, содержание кислорода в исходной смеси также не дает положительного эффекта. В этой связи оптимальным составом газовой смеси является атмосферный воздух, по объему разбавленный в 1,5-2 раза паром.The oxidation rate of organic substances is significantly affected by the oxygen content in the initial gas mixture. In devices (steam generators) used in practice, steam is obtained by evaporating water in closed and sealed containers. In order to save energy during subsequent overheating and maintaining a high temperature, steam seeks to prevent its dilution with air. In practice, the content of free oxygen in the gas mixture supplied to the processing of concentrates due to the "suction" of air can be 1-2%. As experience has shown, at temperatures from 300 to 600 ° C, such an amount of oxygen is not enough to activate the process by reaction (2). And only with an oxygen content of 10-12% in the indicated temperature range, intense oxidation and decomposition of carbonaceous substances of mineral concentrates is observed. Processing carbonaceous concentrates at a temperature of more than 600 ° C does not give an additional effect, and if sulfides are present in the processed raw materials, intensive oxidation of sulfides begins, which is not always justified. Greater than 20%, the oxygen content in the initial mixture also does not give a positive effect. In this regard, the optimal composition of the gas mixture is atmospheric air, diluted 1.5-2 times in volume with steam.

В результате окисления органического углерода частицы металлического золота освобождаются для последующего выщелачивания. Установлено, что органические соединения золота при этом разрушаются, золото восстанавливается до металлического состояния, т.е. переходит в цианируемую форму.As a result of the oxidation of organic carbon, metal gold particles are released for subsequent leaching. It was found that the organic compounds of gold are destroyed in this case, gold is restored to a metallic state, i.e. goes into cyanide form.

Вместе с тем, микрочастицы золота, присутствующие в сырье изначально и образовавшиеся при разложении органики («пылевидное» золото), при обработке паром могут увлекаться из реактора выходящей парогазовой смесью. Пар в данной системе является хорошим экстрактором золота, не позволяющим оседать ему на стенки газохода. Для улавливания частиц благородных металлов парогазовую смесь целесообразно приводить в контакт с водой или с специальными улавливающими растворами, например, барботированием. Аналогичный подход предложен для улавливания золота из дымовых газов, образующихся при сжигании угля (Патент РФ №2249054 от 27.03.2005). В данном способе в качестве улавливающих золото можно использовать технические оборотные растворы, используемые для выщелачивания золота из продуктов обработки концентратов паром. Благородные металлы переходят при этом в раствор и далее извлекаются известными методами в основной технологии.At the same time, the gold microparticles present in the raw material initially and formed during the decomposition of organics (“pulverized” gold) can be entrained from the reactor by the outgoing steam-gas mixture during steam treatment. Steam in this system is a good gold extractor that does not allow it to settle on the walls of the duct. To capture particles of noble metals, it is advisable to bring the vapor-gas mixture into contact with water or with special trapping solutions, for example, bubbling. A similar approach is proposed for trapping gold from flue gases generated during coal combustion (RF Patent No. 2249054 of 03/27/2005). In this method, technical circulating solutions used for leaching gold from steam treatment products of concentrates can be used as trapping gold. In this case, noble metals pass into the solution and are further extracted by known methods in the main technology.

Реализация предлагаемого способа рассмотрена в следующих примерах.The implementation of the proposed method is discussed in the following examples.

Исходный золотосодержащий сульфидный (пиритный) концентрат содержал 37 г/т золота, 85 г/т серебра, 43% сульфидной серы и 1,1% органического углерода. Углерод в соответствии с данными ИК-спектроскопии был представлен битумоидной и органоминеральной формами. По совокупности свойств, проявляемых концентратом в процессах цианирования, он может быть отнесен к разряду упорных. Прямое цианирование концентрата позволяет извлечь в раствор золото не более чем на 47%, серебро - на 29%.The initial gold-containing sulfide (pyrite) concentrate contained 37 g / t of gold, 85 g / t of silver, 43% sulfide sulfur and 1.1% organic carbon. Carbon in accordance with the data of IR spectroscopy was represented by bitumen and organomineral forms. In terms of the combination of properties exhibited by the concentrate in cyanidation processes, it can be classified as resistant. Direct cyanidation of the concentrate makes it possible to extract gold by no more than 47% and silver by 29%.

Навески золотосодержащего углистого концентрата массой по 200 г с целью термохимического вскрытия золота перед цианированием подвергали обработке в токе перегретого пара на лабораторной установке. Для этого концентрат помещали на пористую перегородку в вертикально расположенной трубчатой печи с электрическим нагревателем. Нагрев до заданной температуры осуществляли с контролем при помощи хромоалюминиевой термопары, спай которой помещали непосредственно в объем концентрата. Автоматическую регулировку температуры осуществляли микропроцессорным одноканальным измерителем-регулятором ТРМ1 по ПИ-закону.Samples of a gold-containing carbonaceous concentrate weighing 200 g each for the purpose of thermochemical opening of gold before cyanidation were subjected to treatment in a stream of superheated steam in a laboratory setup. For this, the concentrate was placed on a porous septum in a vertically arranged tube furnace with an electric heater. Heating to a predetermined temperature was carried out with control using a chromo-aluminum thermocouple, the junction of which was placed directly into the volume of the concentrate. Automatic temperature control was carried out by a microprocessor single-channel meter-controller TPM1 according to the PI law.

Источником пара служила герметичная емкость с водой, подогреваемая до температуры интенсивного кипения и соединенная с реактором парообработки. Пар снизу вверх проходил через слой концентрата и по горячему трубопроводу поступал в емкость с улавливающим раствором. Избыточное давление пара в рабочей зоне соответствовало глубине погружения отходящего трубопровода в улавливающий раствор и составляло 0,005 мПа. Расход пара и продолжительность обработки (1 час) во всех опытах были одинаковы.The source of steam was a sealed container of water, heated to a boiling point and connected to a steam treatment reactor. Steam from bottom to top passed through a layer of concentrate and through a hot pipeline entered a container with a trapping solution. Excessive steam pressure in the working area corresponded to the depth of immersion of the exhaust pipe into the capture solution and amounted to 0.005 MPa. Steam consumption and processing time (1 hour) were the same in all experiments.

Для введения в исходную смесь кислорода непосредственно в пароподогревающую часть печи подавали воздух (в опытах 4 и 5 - кислородно-воздушную смесь). Содержание кислорода в паровоздушной смеси, контактирующей с навеской, рассчитывали с учетом расходов пара, воздуха, указанного давления в реакционной зоне и заданной температуры по известным зависимостям.To introduce oxygen into the initial mixture, air was supplied directly to the steam-heating part of the furnace (in experiments 4 and 5, an oxygen-air mixture). The oxygen content in the vapor-air mixture in contact with the sample was calculated taking into account the flow rates of steam, air, the indicated pressure in the reaction zone, and the set temperature according to known dependencies.

После парообработки и охлаждения навески концентрат подвергали выщелачиванию в реакторе с пневмомеханической мешалкой (лабораторной флотомашине) в цианистом растворе (1 г/л NaCN, pH 10,3, Ж:Т=2:1, продолжительность 24 часа). После выщелачивания пульпу фильтровали, кек промывали, определяли содержание золота и серебра в растворе и в твердом остатке. С учетом полученных цифр рассчитывали извлечение золота.After steam treatment and cooling of the sample, the concentrate was leached in a reactor with a pneumomechanical mixer (laboratory flotation machine) in a cyanide solution (1 g / l NaCN, pH 10.3, W: T = 2: 1, duration 24 hours). After leaching, the pulp was filtered, the cake was washed, and the content of gold and silver in the solution and in the solid residue was determined. Based on the numbers obtained, gold recovery was calculated.

Опыт 6 провели по условиям прототипа: в печь подавали только пар и нагревали навеску до 750°CExperiment 6 was conducted according to the conditions of the prototype: only steam was fed into the furnace and the sample was heated to 750 ° C

Улавливающие пар растворы анализировали на содержание золота. В опыте 7 для приготовления выщелачивающего раствора использовали раствор, полученный при улавливании пара на стадии парообработки исходной навески. Результаты опытов представлены в таблице 1. Растворы, полученные при улавливании паров по способу прототипа, имели кислый характер по причине образования в них сернистой и серной кислоты. Такие растворы использовать для приготовления выщелачивающего цианистого раствора нельзя. Для извлечения золота из них требуется самостоятельная технология.Vapor trapping solutions were analyzed for gold. In experiment 7, for the preparation of the leach solution, the solution obtained by trapping steam at the stage of steam treatment of the initial sample was used. The results of the experiments are presented in table 1. The solutions obtained by trapping the vapors by the method of the prototype had an acidic character due to the formation of sulfur and sulfuric acid in them. Such solutions cannot be used for the preparation of a leaching cyanide solution. Extraction of gold from them requires an independent technology.

Таблица 1Table 1 Результаты опытовThe results of the experiments № опытаExperience number Температура парообработки, °CSteam processing temperature, ° C Содержание кислорода в смеси, %The oxygen content in the mixture,% Извлечение в раствор, %Recovery in solution,% Потери золота с хвостами, %Loss of gold with tails,% Золото, извлеченное в улавливающий раствор, %Gold recovered in a capture solution,% AuAu AgAg AuAu AuAu 1one 250250 55 5858 3737 4242 00 22 300300 1010 7979 6464 1919 22 33 400400 15fifteen 8585 6969 1313 22 4four 500500 20twenty 8787 7272 1010 33 55 600600 2525 8585 7171 99 66 6 прототип6 prototype 750750 Не рассчитывалиDid not expect 8080 7373 1212 88 Раствор кислыйSour solution 77 450450 15fifteen 8383 7171 1313 22

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 из углистых концентратов в товарные растворы на 3-5% и снизить затраты на обработку концентратов.Comparative analysis of well-known technical solutions, including the method selected as a prototype, and the present invention, allows us to conclude that it is the totality of the claimed features ensures the achievement of the perceived technical result. The implementation of the proposed technical solution makes it possible to increase the extraction of gold from carbonaceous concentrates in commodity solutions by 3-5% and reduce the cost of processing concentrates.

Claims (1)

Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов, включающий обработку исходного материала при нагреве в атмосфере водяного пара и последующее выщелачивание благородных металлов из продукта обработки в растворах реагентов, отличающийся тем, что обработку исходного материала проводят в атмосфере водяного пара в смеси с кислородом при температуре 300-500°C, причем содержание кислорода в газовой смеси поддерживают в пределах 10-20%, а отходящие при обработке газы приводят в контакт с раствором, который объединяют с раствором выщелачивания. A method of extracting precious metals from ores and concentrates, including processing the starting material when heated in an atmosphere of water vapor and subsequent leaching of precious metals from the product in the reagent solutions, characterized in that the processing of the starting material is carried out in an atmosphere of water vapor mixed with oxygen at a temperature of 300 -500 ° C, and the oxygen content in the gas mixture is maintained within 10-20%, and the exhaust gases from the treatment are brought into contact with the solution, which is combined with the solution leached Chiwan.
RU2012105165/02A 2012-02-14 2012-02-14 Extraction method of precious metals from ores and concentrates RU2479650C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012105165/02A RU2479650C1 (en) 2012-02-14 2012-02-14 Extraction method of precious metals from ores and concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012105165/02A RU2479650C1 (en) 2012-02-14 2012-02-14 Extraction method of precious metals from ores and concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2479650C1 true RU2479650C1 (en) 2013-04-20

Family

ID=49152722

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012105165/02A RU2479650C1 (en) 2012-02-14 2012-02-14 Extraction method of precious metals from ores and concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2479650C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2775555C1 (en) * 2021-06-09 2022-07-04 Акционерное общество "Уралэлектромедь" Method for selective extraction of noble metals from gold-bearing cementate

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5123956A (en) * 1991-04-12 1992-06-23 Newmont Mining Corporation Process for treating ore having recoverable gold values and including arsenic-, carbon- and sulfur-containing components by roasting in an oxygen-enriched gaseous atmosphere
EP0508542A2 (en) * 1991-04-12 1992-10-14 METALLGESELLSCHAFT Aktiengesellschaft Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
US6342190B1 (en) * 2000-05-25 2002-01-29 Brian Cannon Dumbolton Process for increasing recovery of precious metals in an ore processing operation
AU769367B2 (en) * 1999-12-30 2004-01-22 Solvay Minerals, Inc. Process for treating precious metal ores
RU2005114377A (en) * 2002-10-17 2005-10-27 Бейджин Голдтек Ко., Лтд. (Cn) METHOD FOR EXTRACTION OF GOLD FROM CONTAINING ARSENES AND GOLD CONCENTRATE AND EQUIPMENT FOR ITS IMPLEMENTATION
RU2309187C2 (en) * 2006-01-10 2007-10-27 Байкальский институт природопользования Сибирского отделения Российской академии наук (БИП СО РАН) Method of processing auriferous arseno-pyrite ores and concentrates

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5123956A (en) * 1991-04-12 1992-06-23 Newmont Mining Corporation Process for treating ore having recoverable gold values and including arsenic-, carbon- and sulfur-containing components by roasting in an oxygen-enriched gaseous atmosphere
EP0508542A2 (en) * 1991-04-12 1992-10-14 METALLGESELLSCHAFT Aktiengesellschaft Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
AU769367B2 (en) * 1999-12-30 2004-01-22 Solvay Minerals, Inc. Process for treating precious metal ores
US6342190B1 (en) * 2000-05-25 2002-01-29 Brian Cannon Dumbolton Process for increasing recovery of precious metals in an ore processing operation
RU2005114377A (en) * 2002-10-17 2005-10-27 Бейджин Голдтек Ко., Лтд. (Cn) METHOD FOR EXTRACTION OF GOLD FROM CONTAINING ARSENES AND GOLD CONCENTRATE AND EQUIPMENT FOR ITS IMPLEMENTATION
RU2309187C2 (en) * 2006-01-10 2007-10-27 Байкальский институт природопользования Сибирского отделения Российской академии наук (БИП СО РАН) Method of processing auriferous arseno-pyrite ores and concentrates

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2775555C1 (en) * 2021-06-09 2022-07-04 Акционерное общество "Уралэлектромедь" Method for selective extraction of noble metals from gold-bearing cementate

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Qin et al. Recovery of gold from sulfide refractory gold ore: Oxidation roasting pretreatment and gold extraction
Sethurajan et al. Leaching and selective zinc recovery from acidic leachates of zinc metallurgical leach residues
Xu et al. The development of an environmentally friendly leaching process of a high C, As and Sb bearing sulfide gold concentrate
Şahin et al. Cleaning of high lead-bearing zinc leaching residue by recovery of lead with alkaline leaching
Amankwah et al. Microwave roasting of flash flotation concentrate containing pyrite, arsenopyrite and carbonaceous matter
NO760397L (en)
Hou et al. Kinetics of leaching selenium from Ni–Mo ore smelter dust using sodium chlorate in a mixture of hydrochloric and sulfuric acids
Wang et al. The separation of gold and vanadium in carbonaceous gold ore by one-step roasting method
Ivanik Flotation extraction of elemental sulfur from gold-bearing cakes
Rezvani Pour et al. Removal of sulfur and phosphorous from iron ore concentrate by leaching
Mastyugin et al. Processing of copper-electrolyte slimes: Evolution of technology
Doniyor et al. The results of laboratory research processing of zinc cake zinc plant JSC" Almalyk MMC"
Cao et al. Identification of elements hindering gold leaching from gold-bearing dust and selection of gold extraction process
US7645320B2 (en) Extraction process
RU2120486C1 (en) Method of removing gold from persistent ores, concentrates, and secondary stock
RU2479650C1 (en) Extraction method of precious metals from ores and concentrates
Trisnawati et al. Roasting Decomposition for Phosphate Separation from Zircon Tailing
CN114737059B (en) Method for treating cyanide tailings by adopting anaerobic roasting-persulfate leaching combined technology
Li Developments in the pretreatment of refractory gold minerals by nitric acid
Bobozoda et al. Gold and copper recovery from flotation concentrates of Tarror deposit by autoclave leaching
CN1594608A (en) Method for extracting platinum-palladium and base metal from platinum metal sulphide ore
Mutimutema et al. Evaluation of pre-treatment methods for gold recovery from refractory calcine tailings
Bazhko et al. Evaluation of ozonation technology for gold recovery and cyanide management during processing of a double refractory gold ore
Yusupkhodjayev et al. Improvement of technology of processing of persistent gold-bearing ores and concentrates using oxidative burning
Abbruzzese et al. Preparatory bioleaching to the conventional cyanidation of arsenical gold ores

Legal Events

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

Effective date: 20140215