RU2654407C1 - Method for processing sulfide concentrates containing noble metals - Google Patents
Method for processing sulfide concentrates containing noble metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2654407C1 RU2654407C1 RU2017130999A RU2017130999A RU2654407C1 RU 2654407 C1 RU2654407 C1 RU 2654407C1 RU 2017130999 A RU2017130999 A RU 2017130999A RU 2017130999 A RU2017130999 A RU 2017130999A RU 2654407 C1 RU2654407 C1 RU 2654407C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- solution
- head
- cinder
- nitric acid
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 65
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 42
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title abstract description 16
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims abstract description 117
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims abstract description 115
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 113
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 40
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 37
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims abstract description 37
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 33
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 28
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 28
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 28
- 239000003818 cinder Substances 0.000 claims abstract description 27
- 241001609368 Acamptopappus Species 0.000 claims abstract description 25
- 238000010304 firing Methods 0.000 claims abstract description 25
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 25
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 25
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims abstract description 18
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 14
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 10
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 7
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 12
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 12
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 12
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 11
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 claims description 11
- UQGFMSUEHSUPRD-UHFFFAOYSA-N disodium;3,7-dioxido-2,4,6,8,9-pentaoxa-1,3,5,7-tetraborabicyclo[3.3.1]nonane Chemical compound [Na+].[Na+].O1B([O-])OB2OB([O-])OB1O2 UQGFMSUEHSUPRD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 claims description 9
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 claims description 9
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 19
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 9
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 47
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 27
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 21
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 12
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 10
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 10
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 10
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 9
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 8
- 230000006698 induction Effects 0.000 description 8
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 8
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 6
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 5
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 5
- 230000008569 process Effects 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 4
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 4
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 3
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000002823 nitrates Chemical class 0.000 description 3
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 3
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 3
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 3
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 2
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 2
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N sodium nitrate Chemical compound [Na+].[O-][N+]([O-])=O VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 1
- 229910002065 alloy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052934 alunite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010424 alunite Substances 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 1
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001642 boronic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000010981 drying operation Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000007730 finishing process Methods 0.000 description 1
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003197 gene knockdown Methods 0.000 description 1
- 239000008241 heterogeneous mixture Substances 0.000 description 1
- 229910000213 hydrogarnet Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 230000002452 interceptive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005456 ore beneficiation Methods 0.000 description 1
- 150000002927 oxygen compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004317 sodium nitrate Substances 0.000 description 1
- 235000010344 sodium nitrate Nutrition 0.000 description 1
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052959 stibnite Inorganic materials 0.000 description 1
- IHBMMJGTJFPEQY-UHFFFAOYSA-N sulfanylidene(sulfanylidenestibanylsulfanyl)stibane Chemical compound S=[Sb]S[Sb]=S IHBMMJGTJFPEQY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005979 thermal decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- KPZTWMNLAFDTGF-UHFFFAOYSA-D trialuminum;potassium;hexahydroxide;disulfate Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[K+].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O KPZTWMNLAFDTGF-UHFFFAOYSA-D 0.000 description 1
- 238000009423 ventilation Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/065—Nitric acids or salts thereof
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. А именно к технологии переработки сульфидных золотосодержащих концентратов называемых «золотая головка», при переработке и обогащении руд содержащих золото.The invention relates to the field of metallurgy of noble metals, in particular to the processing of sulfide concentrates containing noble metals. Namely, to the technology of processing sulfide gold-bearing concentrates called the "gold head" in the processing and beneficiation of ores containing gold.
Одним из целевых продуктов обогащения руд и песков, содержащих благородные металлы, являются богатые концентраты, так называемые «золотые головки», представляющие собой неоднородную смесь минералов и частиц горных пород, в значительной степени представленную сульфидами (арсенопирит, стибнит, пирротин, пирит, галенит, халькопирит и т.п.), реже кислородными соединениями (оксидами, карбонатами) кремния, алюминия, кальция, магния, железа. Благородные металлы - золото, серебро присутствуют в концентратах в самородном виде, в форме природных сплавов. Содержание благородных металлов в богатых концентратах, в зависимости от степени обогащения и доводки, составляет, в среднем от 5% до 20% в сумме и более.One of the target products for the enrichment of ores and sands containing precious metals are rich concentrates, the so-called "golden heads", which are a heterogeneous mixture of minerals and rock particles, largely represented by sulfides (arsenopyrite, stibnite, pyrrhotite, pyrite, galena, chalcopyrite, etc.), less often with oxygen compounds (oxides, carbonates) of silicon, aluminum, calcium, magnesium, iron. Noble metals - gold, silver are present in concentrates in a native form, in the form of natural alloys. The content of precious metals in rich concentrates, depending on the degree of enrichment and refinement, is, on average, from 5% to 20% in total or more.
Предлагается гидрохимическая доводка концентратов «золотая головка», заключающаяся в растворении элементов-примесей концентратов в растворах минеральных кислот. Суть гидрохимической доводки заключается в растворении примесей (сульфидов, карбонатов металлов) азотной кислотой. Таким образом, задача гидрохимической доводки концентратов заключается в необходимости растворить в растворе HNO3 указанные сульфидные примеси и не растворить золото. Свойство золота не растворяться в HNO3 только облегчает поставленную задачу.A hydrochemical refinement of the “gold head” concentrates is proposed, which consists in dissolving concentrate impurity elements in solutions of mineral acids. The essence of hydrochemical refinement is the dissolution of impurities (sulfides, metal carbonates) with nitric acid. Thus, the task of hydrochemical refinement of concentrates is the need to dissolve the indicated sulfide impurities in the HNO 3 solution and not dissolve the gold. The property of gold not dissolving in HNO 3 only facilitates the task.
Известны способы гидрохимической переработки руд цветных металлов, например, алюминийсодержащих руд, алюмосиликатного сырья, красных шламов, алунитовой руды, с получением цветных металлов щелочными или кислотными гидрохимическими способами. Изобретения относятся к цветной металлургии, конкретно к технологиям комплексной переработки руд цветных металлов. Гидрохимическую переработку руды ведут реакционными растворами или утилизацией отвальных красных шламов посредством их гидрохимической переработки по гидрогранатовой технологии или выщелачиванием дробленой руды щелочноалюминатным раствором агитационным методом или способом гидрохимической переработки алюмосиликатного сырья. Эти технологии относятся к цветной металлургии (RU №2036839, МПК C01F 7/06 (1995.01) C22В 3/02 (1995.01), Опубл. 09.06.1995, RU №2585648, МПК C01F 7/06 (2006.01) МПК C01F 7/14 (2006.01), Опубл 27.05.2016, RU №2250196. МПК C01F 7/06, опубл. 20.04.2005. RU №2193525, МПК С01F 7/06, опубл. 27.11.2002).Known methods for the hydrochemical processing of non-ferrous metal ores, for example, aluminum-containing ores, aluminosilicate raw materials, red mud, alunite ore, to produce non-ferrous metals by alkaline or acid hydrochemical methods. The invention relates to non-ferrous metallurgy, specifically to technologies for the integrated processing of non-ferrous metal ores. Hydrochemical processing of ore is carried out by reaction solutions or by utilizing waste red mud by means of hydrochemical processing using hydrogarnet technology or by leaching of crushed ore with an alkali-aluminate solution by the agitation method or by the method of hydrochemical processing of aluminosilicate raw materials. These technologies relate to non-ferrous metallurgy (RU No. 2036839, IPC C01F 7/06 (1995.01) C22B 3/02 (1995.01), Pub. 09.06.1995, RU No. 2585648, IPC C01F 7/06 (2006.01) IPC C01F 7/14 (2006.01), Publish May 27, 2016, RU No. 2250196. IPC C01F 7/06, publ. 04/20/2005. RU No. 2193525, IPC C01F 7/06, publ. 11/27/2002).
Общим недостатком этих технологий является их узкая направленность, способами не предусмотрена переработка золотосодержащих руд и концентратов, содержащих благородные металлы, тем более концентратов золотосодержащих сульфидых руд.A common drawback of these technologies is their narrow focus, the methods do not provide for the processing of gold-bearing ores and concentrates containing noble metals, especially concentrates of gold-containing sulfide ores.
Известен способ извлечения благородных металлов из гравитационных концентратов (SU №1649815, МПК С22В 11/02, опубликовано 09.01.1995), включающий окислительный обжиг концентрата при температуре 500-700°С, полученный огарок смешивают с карбонатом натрия, кремнеземсодержащим флюсом - кварцевым песком, и углеродистым восстановителем, и плавят при температуре 1200°С с получением сплава благородных металлов и шлака.A known method for the extraction of precious metals from gravity concentrates (SU No. 1649815, IPC С22В 11/02, published on January 9, 1995), including oxidative calcination of the concentrate at a temperature of 500-700 ° C, the resulting cinder is mixed with sodium carbonate, silica-containing flux - silica sand, and a carbon reducing agent, and melted at a temperature of 1200 ° C to obtain an alloy of noble metals and slag.
Недостатками данного способа являются высокие затраты, связанные с улавливанием и нейтрализацией оксидов мышьяка (As2O3) и серы (SO2) выбросов обжиговых газов, с высокой продолжительностью процесса обжига, повышенные потери благородных металлов с пылью операции обжига, получение загрязненных сплавов и тугоплавких шлаков от плавки огарков концентрата. Особенно загрязненный сплав по данному способу получают при значительном содержании тяжелых цветных металлов (сурьма, никель, медь, висмут, мышьяк, свинец).The disadvantages of this method are the high costs associated with the capture and neutralization of oxides of arsenic (As 2 O 3 ) and sulfur (SO 2 ) emissions of firing gases, with a long firing process, increased losses of precious metals with dust firing operations, the production of contaminated alloys and refractory slag from smelting cinder concentrate. A particularly contaminated alloy according to this method is obtained with a significant content of heavy non-ferrous metals (antimony, nickel, copper, bismuth, arsenic, lead).
Известен также способ переработки концентратов («золотая головка»), содержащих благородные металлы и сульфиды (RU №2395598, МПК С22В 11/02, опубл. 27.07.2010).There is also a method of processing concentrates ("golden head") containing noble metals and sulfides (RU No. 2395598, IPC С22В 11/02, publ. 07.27.2010).
По известному способу концентрат, содержащий благородные металлы и сульфиды, «золотая головка», подвергают термической обработке в смеси с нитратом и карбонатом натрия в соотношении 1:(0,5-1,6):(0,1-0,4) при температуре 400-600°С с получением спека, который выщелачивают в воде с последующим отделением от раствора нерастворимого осадка и его сушкой, далее осадок плавят при температуре 1200°С с карбонатом натрия, кремнеземсодержащим флюсом и углеродистым восстановителем с добавлением буры и оксида кальция с получением сплава благородных металлов и шлака.According to the known method, the concentrate containing precious metals and sulfides, the "golden head", is subjected to heat treatment in a mixture with nitrate and sodium carbonate in a ratio of 1: (0.5-1.6) :( 0.1-0.4) when a temperature of 400-600 ° C to obtain a cake, which is leached in water, followed by separation of an insoluble precipitate from the solution and drying it, then the precipitate is melted at a temperature of 1200 ° C with sodium carbonate, a silica-containing flux and a carbon reducing agent with the addition of borax and calcium oxide to obtain alloy of noble metals and aka.
Недостатками данного способа являются высокие затраты, связанные с применением высоких температур для всей массы перерабатываемого продукта, применением нитрата и карбоната натрия, сложностью получения спеков однородного состава, необходимостью измельчения спеков перед выщелачиванием в воде, значительной массой получаемых нерастворимых твердых остатков, которые повторно надо сушить и плавить, а также получение недостаточно чистого сплава благородных металлов. Данный способ не позволяет получать кондиционный золотосодержащий сплав при высоких концентрациях примесей тяжелых цветных металлов.The disadvantages of this method are the high costs associated with the use of high temperatures for the entire mass of the processed product, the use of sodium nitrate and carbonate, the difficulty of obtaining cakes of a homogeneous composition, the need to grind cakes before leaching in water, a significant mass of insoluble solid residues that need to be re-dried and to melt, as well as obtaining an insufficiently pure alloy of precious metals. This method does not allow to obtain a conditioned gold-containing alloy at high concentrations of impurities of heavy non-ferrous metals.
Известен так же способ переработки богатых золотосодержащих концентратов «золотая головка» (авторы Карпухин А.И., Орлов С.С. «Гидрометаллургическая технология переработки богатых золотосодержащих концентратов «золотая головка», Золотодобыча, №182, 2014 г.)There is also known a method for processing rich gold-bearing concentrates "gold head" (authors Karpukhin AI, Orlov S. S. "Hydrometallurgical technology for processing rich gold-containing concentrates" gold head ", Gold mining, No. 182, 2014)
Способ включает переработку богатых гравитационных золотосодержащих концентратов с применением кислотной технологии, согласно которой исходный концентрат «золотая головка» обрабатывают раствором азотной кислоты, а твердый осадок (кек), сушат и плавят.The method includes processing rich gravitational gold-bearing concentrates using acid technology, according to which the initial gold head concentrate is treated with a solution of nitric acid, and a solid precipitate (cake) is dried and melted.
Существенным недостаткам известного способа - аналога является относительно большой расход азотной кислоты используемой для осуществления способа и недостаточность операции сушки для разложения серосодержащих соединений, что влечет затруднения при плавке.Significant disadvantages of the known method - analogue is the relatively high consumption of nitric acid used to implement the method and the inadequacy of the drying operation for the decomposition of sulfur-containing compounds, which leads to difficulties in melting.
Наиболее близким является способ переработки концентратов, содержащих благородные металлы и сульфиды. Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к переработке сульфидных гравитационных концентратов, содержащих благородные металлы (RU №2457263, МПК С22В 11/00, 3/06 опубликовано 27.07.2012).The closest is a method of processing concentrates containing precious metals and sulfides. The invention relates to the field of metallurgy of precious metals, in particular to the processing of sulfide gravity concentrates containing noble metals (RU No. 2457263, IPC СВВ 11/00, 3/06 published on July 27, 2012).
Способ включает выщелачивание сульфидных гравитационных концентратов содержащих благородные металлы «золотая головка», с последующим отделением от раствора нерастворимого осадка, его сушкой и последующей плавкой в смеси с карбонатом натрия, кремнеземсодержащим флюсом, бурой с получением сплава благородных металлов и шлака. При этом выщелачиванию подвергают исходный концентрат и ведут его раствором азотной кислоты. Плавку ведут с добавлением в состав смеси хлористого натрия. Выщелачивание концентрата проводят раствором азотной кислоты с массовой концентрацией 350-550 г/л. Хлористый натрий добавляют в смесь для плавки в количестве на 10-20% больше стехиометрического количества по реакции получения хлорида свинца.The method includes leaching sulphide gravity concentrates containing noble metals "golden head", followed by separation of the insoluble precipitate from the solution, drying and subsequent melting in a mixture with sodium carbonate, silica-containing flux, borax to produce an alloy of noble metals and slag. In this case, the initial concentrate is leached and its solution is nitric acid. Melting is carried out with the addition of sodium chloride to the mixture. Leaching of the concentrate is carried out with a solution of nitric acid with a mass concentration of 350-550 g / l. Sodium chloride is added to the smelting mixture in an amount of 10-20% more stoichiometric amount by the reaction of producing lead chloride.
Недостатком способа является невысокая эффективность переработки «золотой головки», наличие длительных операций обжига и плавки, а так же высокий расход азотной кислоты и невысокое извлечения золота, из-за большого выхода шлака, получение сплава благородных металлов загрязненного примесями.The disadvantage of this method is the low efficiency of processing the "golden head", the presence of lengthy firing and smelting operations, as well as a high consumption of nitric acid and low gold recovery, due to the large yield of slag, obtaining an alloy of noble metals contaminated with impurities.
Задачей предлагаемого способа является увеличение эффективности переработки золотосодержащих концентратов «золотая головка» за счет сокращения продолжительности операций обжига и плавки, снижения расхода азотной кислоты, за счет ее рационального использования, увеличения извлечения золота в сплав и получение более чистого сплава благородных металлов (золота лигатурного).The objective of the proposed method is to increase the efficiency of processing gold-bearing concentrates "gold head" by reducing the duration of the firing and smelting operations, reducing the consumption of nitric acid, due to its rational use, increasing the extraction of gold in the alloy and obtaining a cleaner alloy of precious metals (ligature gold).
Поставленная задача решается тем, что в способе переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы, включающем выщелачивание сульфидных концентратов с последующим отделением от раствора нерастворимого золотосодержащего остатка, его сушкой и последующей плавкой, согласно изобретению, выщелачивание проводят гидрохимической доводкой сульфидного концентрата в растворе азотной кислоты, с отделением раствора-маточника от концентрата, полученный сульфидный концентрат «золотая головка» обезвоживают, помещают в реактор и растворяют примеси раствором азотной кислоты при объемно-весовом отношении Ж : Т=18-20 дм3/кг и начальной концентрации кислоты 4-5 моль/дм3, при постоянном перемешивании, при скорости вращения вала мешалки 250-500 об/мин, и непрерывной подаче кислородсодержащего газа, полученный раствор фильтруют, с получением золотосодержащего нерастворимого остатка, который промывают водой и подвергают окислительному обжигу при температуре 650-750°С, полученный огарок шихтуют с бурой и содой, и плавят с получением слитков лигатурного золота и шлака;The problem is solved in that in a method for processing sulfide concentrates containing noble metals, including leaching of sulfide concentrates with subsequent separation of an insoluble gold-containing residue from a solution, drying and subsequent melting thereof, according to the invention, leaching is carried out by hydrochemical finishing of a sulfide concentrate in a solution of nitric acid, with separation of the mother liquor from the concentrate, the obtained gold head sulfide concentrate is dehydrated, placed in a reactor and the impurities are dissolved with a solution of nitric acid at a volume-weight ratio W: T = 18-20 dm 3 / kg and an initial acid concentration of 4-5 mol / dm 3 , with constant stirring, at a rotation speed of the mixer shaft of 250-500 rpm, and continuously supplying an oxygen-containing gas, the resulting solution is filtered to obtain a gold-containing insoluble residue, which is washed with water and subjected to oxidative firing at a temperature of 650-750 ° C, the resulting cinder is mixed with brown and soda, and melted to obtain ingots of ligature gold and slag;
- огарок золотой головки шихтуют с безводной бурой и кальцинированной содой, расход которых определяют по эмпирическим формулам:- a cinder of a golden head is blended with anhydrous borax and soda ash, the flow rate of which is determined by empirical formulas:
МБ=0,8⋅(Mог⋅(1-CAu/100))M B = 0.8 ⋅ (M og ⋅ (1-C Au / 100))
МC=МБ/4M C = M B / 4
где МБ, МС, Мог. - масса буры, соды и огарка, соответственно, кг;where M B , M C , M og. - mass of borax, soda and cinder, respectively, kg;
СAu - концентрация золота в огарке, %,With Au - the concentration of gold in the cinder,%,
и плавят известным способом;and melted in a known manner;
- непрерывную подачу кислородсодержащего газа, выполняют в количестве эквивалентном расходу кислорода равном 20 - 40 дм3/мин;- a continuous supply of oxygen-containing gas is performed in an amount equivalent to an oxygen flow rate of 20-40 dm 3 / min;
- полученный шлак направляют на дальнейшую переработку растворением в растворе-маточнике гидрохимической доводки «золотой головки».- the resulting slag is sent for further processing by dissolving the “golden head” in the mother liquor.
Технический результат достигается тем, что гидрохимическую доводку сульфидного концентрата, содержащего благородные металлы «золотая головка», выполняют в растворе азотной кислоты при интенсивном перемешивании, при начальной концентрации кислоты 4-5 моль/дм3, объемно-весовом отношении Ж : Т=18-20 дм3/кг. Соблюдение технологического режима гидрохимической доводки обеспечивает протекание окислительно-восстановительных процессов. Химизм гидрохимической доводки сульфидного концентрата «золотая головка» описывается следующими основными реакциями:The technical result is achieved by the fact that the hydrochemical refinement of a sulfide concentrate containing noble metals "golden head" is performed in a solution of nitric acid with vigorous stirring, with an initial acid concentration of 4-5 mol / dm 3 , volume-weight ratio W: T = 18- 20 dm 3 / kg. Compliance with the technological regime of hydrochemical refinement ensures the occurrence of redox processes. The chemistry of hydrochemical refinement of the gold head sulfide concentrate is described by the following main reactions:
где Me - Fe, Ni, Cu, Pb и др. цветные металлы.where Me is Fe, Ni, Cu, Pb and other non-ferrous metals.
Применение раствора азотной кислоты позволяет выполнить окисление сульфидов, содержащихся в сульфидном концентрате «золотая головка», и количественно перевести примесные элементы в раствор в виде водорастворимых соединений сульфатов, нитратов. Прохождение химических реакций (1-15) обеспечивает удаление примесей из «золотой головки» до обжига и плавки, что позволяет существенно упростить и сократить продолжительность операций обжига и плавки.The use of a solution of nitric acid allows the oxidation of sulfides contained in the gold head sulfide concentrate and the quantitative transfer of impurity elements into the solution in the form of water-soluble compounds of sulfates and nitrates. The passage of chemical reactions (1-15) ensures the removal of impurities from the “golden head” before firing and smelting, which can significantly simplify and reduce the duration of firing and smelting operations.
Объемно-весовое отношения Ж:Т выбирают из условия полного растворения примесей в виде окисленных соединений согласно реакций (1-15), протекание которых обеспечивается начальной концентрацией азотной кислоты 4-5 моль/дм3. Наличие достаточной начальной концентрации азотной кислоты обеспечивает быстрое протекание окислительных процессов в растворе (реакции 1-15), а достаточное количество перемешиваемого раствора Ж : Т=18-20 дм3/кг обеспечивает быстрое растворение вновь образующихся соединений примесей. Продолжительность гидрохимической доводки в условиях, согласно заявляемому способу, составляет не более 3,5 часов.The volumetric weight ratio W: T is selected from the condition of complete dissolution of impurities in the form of oxidized compounds according to reactions (1-15), the course of which is ensured by an initial concentration of nitric acid of 4-5 mol / dm 3 . The presence of a sufficient initial concentration of nitric acid provides a rapid course of oxidative processes in solution (reactions 1-15), and a sufficient amount of a mixed solution W: T = 18-20 dm 3 / kg provides a quick dissolution of newly formed impurity compounds. The duration of the hydrochemical refinement in the conditions, according to the claimed method, is not more than 3.5 hours.
Технический результат достигается также тем, что гидрохимическую доводку сульфидного концентрата «золотая головка» выполняют при непрерывной подаче в раствор кислородсодержащего газа в виде кислорода и/или воздуха, подачу кислородсодержащего газа выполняют в количестве эквивалентном расходу кислорода равном 20-40 дм3/мин.The technical result is also achieved by the fact that the hydrochemical refinement of the gold head sulphide concentrate is carried out by continuously supplying oxygen-containing gas in the form of oxygen and / or air to the solution, supplying oxygen-containing gas in an amount equivalent to an oxygen flow rate of 20-40 dm 3 / min.
Подача кислорода и/или воздуха позволяет сократить расход азотной кислоты за счет того, что кислород, участвуя в реакциях окисления сульфидов (4, 12, 13) сокращает время окисления и снижает расход азотной кислоты, в сравнении с реакциями без участия кислорода.The supply of oxygen and / or air makes it possible to reduce the consumption of nitric acid due to the fact that oxygen participating in sulfide oxidation reactions (4, 12, 13) shortens the oxidation time and reduces the consumption of nitric acid, in comparison with reactions without oxygen.
Технический результат достигается также тем, что в результате выполнения гидрохимической доводки сульфидного концентрата «золотая головка», по заявляемому способу, получают нерастворимый золотосодержащий остаток, который содержит в основном золото, элементную серу, образовавшуюся в результате окисления сульфидов в растворе азотной кислоты, и незначительные количества кварца (SiO2), сульфата кальция. Поэтому обжиг золотосодержащего нерастворимого остатка золотой головки после гидрохимической доводки выполняют в интервале температур 650-750°С, при этом продолжительность операции сушки и обжига составляет не более 5,5 часов при перемешивании. Заявляемый температурный интервал обеспечивает полную сушку нерастворимого золотосодержащего остатка, быстрое сгорание серы и разложение нитратов и сульфатов входящих в нерастворимый золотосодержащий остаток.The technical result is also achieved by the fact that as a result of the hydrochemical refinement of the gold head sulfide concentrate, according to the claimed method, an insoluble gold-containing residue is obtained, which contains mainly gold, elemental sulfur formed as a result of oxidation of sulfides in a solution of nitric acid, and small amounts quartz (SiO 2 ), calcium sulfate. Therefore, the firing of the gold-containing insoluble residue of the gold head after hydrochemical refinement is performed in the temperature range 650-750 ° C, while the duration of the drying and firing operations is not more than 5.5 hours with stirring. The claimed temperature range provides complete drying of the insoluble gold-containing residue, the rapid combustion of sulfur and the decomposition of nitrates and sulfates included in the insoluble gold-containing residue.
Технический результат достигается также тем, что огарок «золотой головки» после гидрохимической доводки шихтуют с безводной бурой и кальцинированной содой, готовую шихту плавят в графитошамотном тигле с применением высокочастотной индукционной печи. Отсутствие в шихте плавки тугоплавких силикатных флюсов (песка, стекла и т.п.) обеспечивает высокую скорость плавки, низкий выход шлака, и, следовательно, высокое извлечение золота в слиток.The technical result is also achieved by the fact that the cinder of the "golden head" after hydrochemical refinement is mixed with anhydrous borax and soda ash, the finished mixture is melted in a graphite fireclay crucible using a high-frequency induction furnace. The absence of refractory silicate fluxes (sand, glass, etc.) in the smelting mixture provides a high melting speed, low slag yield, and, therefore, high gold recovery in the ingot.
Также технический результат достигается тем, что применяют высокочастотную индукционную печь с рабочей частотой в интервале 40-100 кГц, преимущественно 66 кГц. За счет применения индукционного поля высокой частоты тигель для плавки разогревается до температуры плавки (1200-1250°С) за ~20 минут, а производительность плавки шихты огарка, полученной в соответствии с формулами (21, 22), достигает 80 кг/час.Also, the technical result is achieved by using a high-frequency induction furnace with an operating frequency in the range of 40-100 kHz, mainly 66 kHz. Due to the use of a high-frequency induction field, the crucible for melting is heated to the melting temperature (1200-1250 ° C) in ~ 20 minutes, and the melting capacity of the cinder mixture obtained in accordance with formulas (21, 22) reaches 80 kg / h.
Так же технический результат достигается, тем, что расчет количества безводной буры и кальцинированной соды определяют по эмпирическим формулам:Also, a technical result is achieved by the fact that the calculation of the amount of anhydrous borax and soda ash is determined by empirical formulas:
где МБ, МC, Мог. - массы буры, соды и огарка, соответственно, кг;where M B , M C , M og. - mass of borax, soda and cinder, respectively, kg;
СAu - концентрация золота в огарке, %.With Au - the concentration of gold in the cinder,%.
Применение заявленного состава шихты с расчетным (эмпирическим) количеством буры и соды увеличивает скорость плавки, так как температуры плавления кальцинированной соды и безводной буры составляют 852°С и 742°С, соответственно, что значительно меньше температуры плавления золота 1096°С и тем более ниже температуры размягчения кварца 1500-1710°С, стекла, силиката натрия 1090-1120°С. Таким образом, продолжительность плавки сокращается до 1 часа.The use of the claimed composition of the charge with the calculated (empirical) amount of borax and soda increases the melting speed, since the melting points of calcined soda and anhydrous borax are 852 ° C and 742 ° C, respectively, which is significantly lower than the melting point of gold 1096 ° C and even lower the softening temperature of quartz 1500-1710 ° C, glass, sodium silicate 1090-1120 ° C. Thus, the duration of the heat is reduced to 1 hour.
Так же технический результат достигается применением безводной буры в шихту плавки огарка «золотой головки». При плавлении пятиводной или десятиводной буры выделяется значительный объем паров воды, что приводит к потерям золота в результате пыления такой шихты, увеличению расхода электроэнергии и продолжительности плавки, требуемые для нагрева и испарения кристаллогидратной воды, а также применение пятиводной или десятиводной буры опасно из-за теплового расширения выделяющихся паров воды. Шихта с применением безводной буры при плавке не выделяет пары воды.Also, the technical result is achieved by using anhydrous borax in the charge of smelting the gold head cinder. When melting a five-water or ten-water borax, a significant amount of water vapor is released, which leads to gold losses due to the dusting of such a charge, an increase in the energy consumption and melting time required for heating and evaporation of crystalline hydrated water, and the use of a five-water or ten-water borax is dangerous due to thermal expansion of released water vapor. The mixture with the use of anhydrous borax during melting does not emit water vapor.
Так же технический результат достигается применением операции растворения шлака в растворе-маточнике от гидрохимической доводки сульфидного концентрата «золотая головка», при этом все золото (почти 100%) шлака возвращается на плавку. Это предотвращает дополнительные потери золота. За счет растворения шлаковой основы и примесей в растворе-маточнике. Шлаковая основа и примеси растворяются в растворе-маточнике, за счет остаточной кислоты, присутствующей в нем, а золотосодержащий нерастворимый остаток отделяют от раствора и возвращают на обжиг и плавку следующей партии золотой головки.Also, the technical result is achieved by the operation of dissolving the slag in the mother liquor from the hydrochemical refinement of the gold head sulphide concentrate, while all the gold (almost 100%) of the slag is returned to smelting. This prevents additional losses of gold. Due to the dissolution of the slag base and impurities in the mother liquor. The slag base and impurities are dissolved in the mother liquor, due to the residual acid present in it, and the gold-containing insoluble residue is separated from the solution and returned to the roasting and smelting of the next batch of gold heads.
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
В способе переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы, включающем выщелачивание концентратов с последующим отделением от раствора нерастворимого золотосодержащего остатка, его сушкой и последующей плавкой, где выщелачивание проводят гидрохимической доводкой сульфидного концентрата в растворе азотной кислоты, с отделением раствора-маточника от концентрата, полученный сульфидный концентрат «золотая головка» обезвоживают, далее помещают в реактор и растворяют примеси раствором азотной кислоты.In the method of processing sulfide concentrates containing precious metals, including leaching of concentrates, followed by separation of an insoluble gold-containing residue from a solution, drying and subsequent melting thereof, where the leaching is carried out by hydrochemical finishing of a sulfide concentrate in a solution of nitric acid, with the separation of the mother liquor from the concentrate, the sulfide obtained the gold head concentrate is dehydrated, then placed in a reactor and the impurities are dissolved with a solution of nitric acid.
Загружают влажную «золотую головку» в реактор и растворяют мешающие примеси (сульфиды) раствором азотной кислоты при постоянном интенсивном перемешивании и непрерывной подаче кислородсодержащего газа (кислорода и/или воздуха) в вершину конической части реактора. По окончании процесса растворения примесей раствор обезвоживают на фильтре, полученный золотосодержащий нерастворимый остаток, промывают водой на фильтре и подвергают сушке и окислительному обжигу. Получают огарок «золотой головки». Полученный огарок шихтуют с безводной бурой и кальцинированной содой и плавят известным способом, а полученный шлак направляют на переработку растворением в растворе-маточнике гидрохимической доводки концентрата «золотая головка».The wet “golden head” is loaded into the reactor and the interfering impurities (sulfides) are dissolved with a solution of nitric acid with constant vigorous stirring and continuous supply of oxygen-containing gas (oxygen and / or air) to the top of the conical part of the reactor. At the end of the process of dissolution of impurities, the solution is dehydrated on the filter, the obtained gold-containing insoluble residue, washed with water on the filter and subjected to drying and oxidative firing. Get a cinder of the "golden head". The resulting cinder is blended with anhydrous borax and soda ash and melted in a known manner, and the resulting slag is sent for processing by dissolving in a mother liquor the hydrochemical finishing of the gold head concentrate.
Гидрохимическую доводку сульфидного концентрата «золотая головка» выполняют в растворе азотной кислоты с исходной концентрацией кислоты равной 4-5 моль/дм3, с последующим отделением раствора-маточника от нерастворимого остатка, для последующего использования в процессе переработки шлака. Объемно-весовое отношение Ж : Т выбирают из интервала от 10 до 20 дм3/кг, в зависимости от вещественно-минералогического состава золотой головки, преимущественно применяют Ж : Т=18-20 дм3/кг. При концентрации азотной кислоты менее 4 моль/дм3 кислоты не хватит для полного протекания химических процессов (реакции 1-14). Увеличение концентрации азотной кислоты более 5 моль/дм3 приводит к завышенному расходу азотной кислоты.The hydrochemical refinement of the gold head sulfide concentrate is carried out in a nitric acid solution with an initial acid concentration of 4-5 mol / dm 3 , followed by separation of the mother liquor from the insoluble residue for subsequent use in the slag processing. The volumetric weight ratio W: T is selected from the interval from 10 to 20 dm 3 / kg, depending on the material and mineralogical composition of the gold head, L: T = 18-20 dm 3 / kg is mainly used. When the concentration of nitric acid is less than 4 mol / dm 3 the acid is not enough for the complete course of chemical processes (reactions 1-14). An increase in the concentration of nitric acid more than 5 mol / dm 3 leads to an overestimated consumption of nitric acid.
Скорость вращения вала импеллера мешалки для перемешивания раствора при гидрохимической доводке выбирают из интервала 250-550 об/мин, преимущественно в интервале 270-310 об/мин, при использовании меньшей скорости вращения вала мешалки происходит замедление процесса загрузки сульфидного концентрата «золотая головка» в раствор из-за образования пены, при чрезмерно высокой скорости вращения происходит разбрызгивание раствора и пульпы, и вынос капель в вентиляционную систему через технологические отверстия.The speed of rotation of the impeller impeller shaft for mixing the solution during hydrochemical fine-tuning is selected from the interval of 250-550 rpm, mainly in the range of 270-310 rpm, when using a lower rotation speed of the mixer shaft, the loading of the gold head sulfide concentrate into the solution slows down due to the formation of foam, at an excessively high speed of rotation, solution and pulp are sprayed, and droplets are carried out into the ventilation system through technological holes.
Подачу кислородсодержащего газа (кислорода и/или воздуха) в раствор при выполнении гидрохимической доводки сульфидного концентрата «золотая головка» выполняют для сокращения расхода азотной кислоты. Подачу кислорода выполняют при расходе 20-40 дм3/мин. При применении воздуха или смеси кислорода с воздухом расход кислородсодержащего газа принимают в количестве эквивалентном расходу кислорода. Кислород участвует в реакциях окисления сульфидов, что позволяет уменьшить расход азотной кислоты, расход азотной кислоты снижается за счет ее рационального использования, химизм реакций (7), (8) и (10), (11) взаимодействия пирита с азотной кислотой показывает, что без применения кислорода расход азотной кислоты в 2-6 раз больше, чем в реакциях с применением кислорода, соответственно.The supply of oxygen-containing gas (oxygen and / or air) to the solution during the hydrochemical refinement of the gold head sulfide concentrate is performed to reduce the consumption of nitric acid. The oxygen supply is performed at a flow rate of 20-40 dm 3 / min. When using air or a mixture of oxygen with air, the flow rate of an oxygen-containing gas is taken in an amount equivalent to the flow rate of oxygen. Oxygen is involved in sulfide oxidation reactions, which reduces the consumption of nitric acid, the consumption of nitric acid is reduced due to its rational use, the chemistry of reactions (7), (8) and (10), (11) the interaction of pyrite with nitric acid shows that without the use of oxygen, the consumption of nitric acid is 2-6 times higher than in reactions using oxygen, respectively.
Сушку и обжиг нерастворимого золотосодержащего остатка выполняют при температуре 650-750°С не более 5,5 часов, с постоянной эвакуацией образующихся газов. Окончание обжига при температуре более 700°С позволяет провести полное термическое разложение сульфатов и нитратов цветных металлов, которые попадают на обжиг с нерастворимой частью золотосодержащего остатка. Повышение температуры обжига более 750°С ведет к излишнему расходу энергии. Выполнение обжига в окислительной атмосфере при температуре 650-750°С с постоянной эвакуацией образующихся газов позволяет перевести железо в высшие оксиды, что облегчает его ошлакование.Drying and firing of an insoluble gold-bearing residue is performed at a temperature of 650-750 ° C for not more than 5.5 hours, with constant evacuation of the gases formed. The end of firing at a temperature of more than 700 ° C allows for complete thermal decomposition of sulfates and nitrates of non-ferrous metals, which fall on firing with an insoluble part of the gold-containing residue. An increase in firing temperature of more than 750 ° C leads to excessive energy consumption. Performing firing in an oxidizing atmosphere at a temperature of 650-750 ° C with constant evacuation of the resulting gases allows the iron to be converted to higher oxides, which facilitates its slagging.
Перед плавкой огарок шихтуют с кальцинированной содой и безводной бурой, шихту плавят в графитошамотном тигле высокочастотной индукционной печи, работающей на частоте 66 кГц. В высокочастотном индукционном поле (40-100 кГц) развивается наибольшая скорость нагрева тигля, а разогрев и плавление шихты происходит преимущественно за счет теплопередачи от стенки тигля. А скорость нагрева практически не зависит от наличия в тигле расплавленного металла. Флюсы в заданном соотношении при расплавлении образуют легкоплавкий шлак с температурой плавления ниже температуры плавления лигатурного золота, что позволяет сократить продолжительность плавки, уменьшить выход шлака и уменьшить извлечение золота в шлак.Before melting, the cinder is burdened with soda ash and anhydrous borax, the charge is melted in a graphite chamotte crucible of a high-frequency induction furnace operating at a frequency of 66 kHz. In a high-frequency induction field (40-100 kHz), the highest crucible heating rate develops, and the mixture is heated and melted mainly due to heat transfer from the crucible wall. And the heating rate is practically independent of the presence of molten metal in the crucible. Fluxes in a predetermined ratio during melting form fusible slag with a melting point below the melting point of ligature gold, which reduces the melting time, reduces the yield of slag and reduces the extraction of gold into slag.
Для предотвращения потерь золота со шлаком, применяют операцию растворения шлака раствором-маточником от гидрохимической доводки «золотой головки», при этом все золото (почти 100%) шлака возвращается на плавку. Шлаковая основа и примеси растворяются в растворе-маточнике, за счет остаточной кислоты, присутствующей в растворе-маточнике, а золотосодержащий нерастворимый остаток отделяют от раствора и возвращают на обжиг и плавку следующей партии «золотой головки». Таким образом, все золото сульфидного концентрата «золотая головка» извлекается в слитки лигатурного золота, т.е. извлечение составляет почти 100%. Это предотвращает потери золота.To prevent the loss of gold with slag, the operation of dissolving the slag with the mother liquor from the hydrochemical finishing of the “golden head” is used, while all the gold (almost 100%) of the slag is returned to smelting. The slag base and impurities are dissolved in the mother liquor, due to the residual acid present in the mother liquor, and the gold-containing insoluble residue is separated from the solution and returned to the roasting and smelting of the next batch of the "golden head". Thus, all the gold in the gold head sulphide concentrate is extracted into the ligature gold bars, i.e. recovery is almost 100%. This prevents the loss of gold.
Пример выполнения способа.An example of the method.
Пример 1 (по аналогу). Концентрат «золотой головки» снимали, промывали водой и обезвоживали на фильтре. «Золотую головку» (расчет на сухой вес 36,5 кг) обжигали с перемешиванием при температуре 700-850°С в течение 13,4 часов. Огарок (27,31 кг) шихтовали с содой (2 кг) и бурой (8 кг) и плавили в индукционной печи (рабочая частота 18-22 кГц), продолжительность плавки шихты составила 1,2 часа. В результате плавки получен лигатурный металл и шлак. Масса лигатуры составила 17 648,9 г. Масса шлака составила 21 060 г, с содержанием золота 0,53%.Example 1 (by analogy). The gold head concentrate was removed, washed with water and dehydrated on a filter. The Golden Head (calculated on dry weight 36.5 kg) was fired with stirring at a temperature of 700-850 ° C for 13.4 hours. The cinder (27.31 kg) was burnt with soda (2 kg) and brown (8 kg) and melted in an induction furnace (operating frequency 18-22 kHz), the duration of the charge melting was 1.2 hours. As a result of smelting, the master alloy metal and slag are obtained. The ligature mass was 17,648.9 g. The slag mass was 21,060 g, with a gold content of 0.53%.
Состав исходной золотой головки, огарка и продуктов плавки приведены в таблице 1.The composition of the original gold head, cinder and smelting products are shown in table 1.
Расчеты, выполненные на основе данных по аналогу и данных, представленных в таблице 1, показывают, что извлечение золота в лигатуру (по аналогу) составило 99,34% при исходном содержании золота в золотой головке более 50%.Calculations based on data from the analogue and data presented in table 1 show that the extraction of gold into the ligature (by analogy) amounted to 99.34% with the initial gold content in the gold head of more than 50%.
Пример 2 (по прототипу).Example 2 (prototype).
Концентрат «золотой головки» снимали, промывали водой и обезвоживали на фильтре. Золотую головку (29,1 кг) перерабатывали кислотным выщелачиванием загружали в реактор с раствором азотной кислоты исходной концентрации 560 г/л (~9 моль/дм3), Ж : Т=10 дм3/кг, продолжительность операции кислотной обработки при интенсивном перемешивании составила 7,5 часов из-за бурного вспенивания раствора. По окончании кислотной обработки нерастворимый золотосодержащий остаток отделили от раствора, сушили и обжигали с перемешиванием при температурах 400-850°С, продолжительность операции сушки и обжига составила 6 часов. Огарок (20 кг) шихтовали с содой и бурой и плавили в индукционной печи (рабочая частота 18-22 кГц), продолжительность плавки шихты составила 1,1 часа. В результате плавки получены лигатурный металл и шлак. Масса лигатурного золота составила 16 292,1 г. Масса шлака составила 7470 г, с содержанием золота 2,44%.The gold head concentrate was removed, washed with water and dehydrated on a filter. The gold head (29.1 kg) was processed by acid leaching, loaded into a reactor with a solution of nitric acid of an initial concentration of 560 g / l (~ 9 mol / dm 3 ), W: T = 10 dm 3 / kg, the duration of the acid treatment operation with vigorous stirring amounted to 7.5 hours due to rapid foaming of the solution. At the end of the acid treatment, the insoluble gold-containing residue was separated from the solution, dried and fired with stirring at temperatures of 400-850 ° C, the duration of the drying and firing operations was 6 hours. The cinder (20 kg) was burnt with soda and borax and melted in an induction furnace (operating frequency 18-22 kHz), the duration of the charge melting was 1.1 hours. As a result of smelting, ligature metal and slag are obtained. The mass of master alloy gold was 16,292.1 g. The mass of slag was 7470 g, with a gold content of 2.44%.
Состав исходной золотой головки, огарка и продуктов плавки приведены в таблице 2.The composition of the original gold head, cinder and smelting products are shown in table 2.
Расчеты выполненные на основе данных по прототипу и данных, представленных в таблице 2, показывают, что извлечение золота в лигатуру (по прототипу) составило 98,84% при исходном содержании золота в золотой головке более 50%.The calculations based on the data on the prototype and the data presented in table 2 show that the extraction of gold in the ligature (on the prototype) was 98.84% with an initial gold content of more than 50% in the gold head.
Пример 3 (по заявляемому способу).Example 3 (by the present method).
Концентрат «золотой головки» снимали, промывали водой и обезвоживали на фильтре. Далее «Золотую головку» (вес 192 кг) перерабатывали по технологии гидрохимической доводки, загружали в реактор с раствором азотной кислоты исходной концентрации 310 г/л (~5 моль/дм3), Ж : Т=18-20 дм3/кг, подавали воздух с расходом 100-200 дм3/мин (что эквивалентно подаче кислорода 20-40 дм3/мин). Подачу воздуха в раствор при выполнении гидрохимической доводки «золотой головки» выполняли для сокращения расхода азотной кислоты.The gold head concentrate was removed, washed with water and dehydrated on a filter. Next, the “Golden Head” (weight 192 kg) was processed according to the technology of hydrochemical refinement, loaded into a reactor with a solution of nitric acid of the initial concentration of 310 g / l (~ 5 mol / dm 3 ), W: T = 18-20 dm 3 / kg, air was supplied at a flow rate of 100-200 dm 3 / min (which is equivalent to an oxygen supply of 20-40 dm 3 / min). The air supply to the solution during the hydrochemical refinement of the "golden head" was performed to reduce the consumption of nitric acid.
При постоянном перемешивании раствора механической мешалкой со скоростью вращения вала мешалки ~300 об/мин продолжительность операции гидрохимической доводки составила 3,5 часа.With constant stirring of the solution with a mechanical stirrer with a speed of rotation of the stirrer shaft of ~ 300 rpm, the duration of the hydrochemical finishing operation was 3.5 hours.
По окончании процесса гидрохимической доводки нерастворимый золотосодержащий остаток отделяли от раствора, сушили и обжигали с перемешиванием при температуре 650-750°С, общая продолжительность операции сушки и обжига составила 5,5 часа. Огарок (64,2 кг) шихтовали с кальцинированной содой (~4 кг) и безводной бурой (~16 кг) и плавили в индукционной печи (рабочая частота 66 кГц). Общая продолжительность плавки шихты составила 1,0 час. В результате плавки получены лигатурное золото и шлак. Масса лигатурного золота составила 46 867,6 г.Масса шлака составила 42 100 г, с содержанием золота 0,33%.At the end of the hydrochemical finishing process, the insoluble gold-containing residue was separated from the solution, dried and fired with stirring at a temperature of 650-750 ° C, the total duration of the drying and firing operations was 5.5 hours. The cinder (64.2 kg) was burnt with soda ash (~ 4 kg) and anhydrous borax (~ 16 kg) and melted in an induction furnace (operating frequency 66 kHz). The total duration of the melting of the charge was 1.0 hour. As a result of smelting, ligature gold and slag are obtained. The ligature gold mass was 46,867.6 g. The slag mass was 42,100 g, with a gold content of 0.33%.
Состав исходной «золотой головки», нерастворимого золотосодержащего остатка, огарка и продуктов плавки приведены в таблице 3.The composition of the original "golden head", insoluble gold-containing residue, cinder and smelting products are shown in table 3.
Расчеты, выполненные на основе данных по заявляемому способу и данных, представленных в таблице 3, показывают, что извлечение золота в лигатуру при плавке равно 99,69% при исходном содержании золота в золотой головке около 20%.Calculations based on the data according to the claimed method and the data presented in table 3 show that the extraction of gold into the ligature during smelting is 99.69% with an initial gold content of about 20% in the gold head.
Шлак, полученный от плавки, растворяли в растворе-маточнике операции гидрохимической доводки концентрата «золотая головка». При этом шлаковая основа и примеси растворялись, а золотосодержащий нерастворимый остаток отделяли от раствора и возвращали на обжиг и плавку следующей партии «золотой головки». Таким образом, все золото концентрата «золотая головка» извлекали в слитки лигатурного золота, т.е. извлечение составляет почти 100%. За счет присутствия в растворе-маточнике остаточной кислоты бораты, силикаты и ферраты натрия растворяются, при этом образуется нитратно, -боратный раствор в котором не растворяется золото. Полученный нитратно, -боратный раствор утилизируют как отработанный. Использование раствора-маточника позволяет предотвратить потери золота и серебра со шлаком.The slag obtained from the smelting was dissolved in the mother liquor of the hydrochemical refinement of the gold head concentrate. In this case, the slag base and impurities were dissolved, and the gold-containing insoluble residue was separated from the solution and returned to the firing and smelting of the next batch of the "golden head". Thus, all the gold in the “golden head” concentrate was recovered in ingots of ligature gold, i.e. recovery is almost 100%. Due to the presence of residual acid in the mother liquor, the borates, silicates and sodium ferrates dissolve, and a nitrate, -borate solution is formed in which gold does not dissolve. The resulting nitrate, -borate solution is disposed of as spent. The use of mother liquor helps prevent the loss of gold and silver with slag.
Преимущества заявляемого способа заключаются в следующем:The advantages of the proposed method are as follows:
- продолжительность операции гидрохимической доводки концентрата «золотая головка» в растворе азотной кислоты уменьшилась с 7,5 часов, по сравнению с аналогом, до 3,5 часов в заявляемом способе, так как применяют технологический режим гидрохимической доводки который не требует высокой концентрации азотной кислоты в растворе, а следовательно устраняется явление вспенивания раствора и необходимость затраты времени на охлаждение раствора и сбивание пены; так же более быстрому окислению примесей способствует подача кислородсодержащего газа в раствор, так как кислород участвует в реакциях окисления сульфидов;- the duration of the operation of hydrochemical refinement of the gold head concentrate in a solution of nitric acid decreased from 7.5 hours, compared with the analogue, to 3.5 hours in the present method, since the technological regime of hydrochemical refinement which does not require a high concentration of nitric acid in solution, and therefore eliminates the phenomenon of foaming of the solution and the need for time to cool the solution and knock down the foam; the more rapid oxidation of impurities is facilitated by the supply of an oxygen-containing gas to the solution, since oxygen is involved in sulfide oxidation reactions;
- продолжительность процесса сушки и обжига уменьшается с 13,4-6 часов, по сравнению с аналогом, при 700-850°С, до 5,5 часов при 650-750°С в заявляемом способе, так как на обжиг поступает не весь концентрат «золотая головка», а только золотосодержащий нерастворимый остаток, который составляет 1/3-1/5 часть от исходной массы, и в котором находится в основном легкосгораемая элементная сера, получающаяся в результате окисления сульфидов в растворе;- the duration of the drying and firing process decreases from 13.4-6 hours, compared with the analogue, at 700-850 ° C, to 5.5 hours at 650-750 ° C in the present method, since not all concentrate is fed to the firing “Golden head”, but only a gold-containing insoluble residue, which is 1 / 3-1 / 5 of the initial mass, and in which there is mainly easily combustible elemental sulfur, resulting from the oxidation of sulfides in solution;
- суммарная продолжительность технологических операций (гидрохимическая доводка, обжиг, плавка), (3,5+5,5+1=10 часов) не превышает 10 часов за счет совокупности выполняемых операций гидрохимической доводки концентрата «золотая головка», обжига и плавки шихты;- the total duration of technological operations (hydrochemical finishing, firing, smelting), (3.5 + 5.5 + 1 = 10 hours) does not exceed 10 hours due to the totality of the operations performed hydrochemical finishing of the gold head concentrate, firing and smelting of the charge;
- уменьшается извлечение золота в шлак в ~7 раз за счет сокращения выхода шлака, так как после гидрохимической доводки масса шихты огарка поступающей на плавку в 3-5 раз меньше массы шихты огарка, полученного без гидрохимической доводки, а также за счет применения в плавку шихты сбалансированного состава, рассчитанного по эмпирическим формулам (21) и (22), а также за счет упрощения состава шихты и отказа от тугоплавких кремнеземсодержащих флюсов (песок, стекло) и хлорида натрия;- decreases the extraction of gold into slag by ~ 7 times due to a reduction in slag output, since after hydrochemical finishing, the mass of the cinder mixture fed to the smelting is 3-5 times less than the mass of the cinder mixture obtained without hydrochemical finishing, and also due to the use of the mixture in smelting balanced composition calculated according to empirical formulas (21) and (22), as well as by simplifying the composition of the charge and rejecting refractory silica-containing fluxes (sand, glass) and sodium chloride;
- предотвращаются потери золота и серебра со шлаком, за счет применения операции растворения шлака раствором-маточником от гидрохимической доводки концентрата «золотая головка». При этом все золото (почти 100%) шлака возвращается на плавку, а по устоявшейся практике работы шлак, как правило, перерабатывают гравитационными способами, при этом в плавку возвращается не все золото шлака, а только выделенный концентрат, большая часть золота шлака попадает в основную схему рудного обогащения и извлечения золота, формируя там потери золота.- losses of gold and silver with slag are prevented due to the application of the dissolution of slag by the mother liquor from the hydrochemical refinement of the gold head concentrate. At the same time, all the gold (almost 100%) of the slag is returned to smelting, and according to established work practices, the slag is usually processed by gravity methods, while not all slag gold is returned to the smelting, but only the concentrated concentrate, most of the slag gold falls into the main the scheme of ore beneficiation and extraction of gold, forming there the loss of gold.
Claims (9)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2017130999A RU2654407C1 (en) | 2017-09-01 | 2017-09-01 | Method for processing sulfide concentrates containing noble metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2017130999A RU2654407C1 (en) | 2017-09-01 | 2017-09-01 | Method for processing sulfide concentrates containing noble metals |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2654407C1 true RU2654407C1 (en) | 2018-05-17 |
Family
ID=62153099
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2017130999A RU2654407C1 (en) | 2017-09-01 | 2017-09-01 | Method for processing sulfide concentrates containing noble metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2654407C1 (en) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2001066811A1 (en) * | 2000-03-10 | 2001-09-13 | Lakefield Research Limited | Methods for reducing cyanide consumption in precious metals extraction from sulfur bearing ores |
| RU2240367C1 (en) * | 2003-10-07 | 2004-11-20 | Дигонский Сергей Викторович | Method of recovering precious metals from gravitation concentrates |
| RU2395598C1 (en) * | 2008-11-18 | 2010-07-27 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides |
| RU2457263C1 (en) * | 2011-04-01 | 2012-07-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ФГБОУ ВПО "ИрГТУ") | Treatment method of sulphide concentrates containing precious metals |
| EA019905B1 (en) * | 2011-06-16 | 2014-07-30 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Method for extracting gold from poor low-sulphide ores |
-
2017
- 2017-09-01 RU RU2017130999A patent/RU2654407C1/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2001066811A1 (en) * | 2000-03-10 | 2001-09-13 | Lakefield Research Limited | Methods for reducing cyanide consumption in precious metals extraction from sulfur bearing ores |
| RU2240367C1 (en) * | 2003-10-07 | 2004-11-20 | Дигонский Сергей Викторович | Method of recovering precious metals from gravitation concentrates |
| RU2395598C1 (en) * | 2008-11-18 | 2010-07-27 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides |
| RU2457263C1 (en) * | 2011-04-01 | 2012-07-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ФГБОУ ВПО "ИрГТУ") | Treatment method of sulphide concentrates containing precious metals |
| EA019905B1 (en) * | 2011-06-16 | 2014-07-30 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Method for extracting gold from poor low-sulphide ores |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2798302C (en) | Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag | |
| RU2692135C1 (en) | Processing method of gold-containing antimony concentrate and line for its implementation | |
| CN103924094A (en) | Method for treating copper dross | |
| CN103266225A (en) | Side-blown furnace reduction smelting technology for lead anode mud | |
| CN108359814B (en) | Antimony sulfide gold ore oxygen-enriched molten pool smelting method | |
| CN106477533A (en) | A kind of method that copper anode mud separates and recovers selenium and tellurium | |
| JPS6056219B2 (en) | Treatment of lead-copper-sulfur charges | |
| CN106222421A (en) | Gold mud treatment method | |
| EA006620B1 (en) | Method for refining concentrate containing precious metals | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| CN109777961B (en) | Method for leaching germanium from germanium chloride distilled calcium slag | |
| EP3143169A1 (en) | A method of converting copper containing material | |
| CN109136575B (en) | Technological method for processing multi-metal dust by wet method | |
| RU2654407C1 (en) | Method for processing sulfide concentrates containing noble metals | |
| CN104445105B (en) | Method for enriching and recovering tellurium dioxide from tellurium-containing soda residue | |
| US1414491A (en) | Method for the recovery of metallic values from slag | |
| AU2018382228A1 (en) | Improved zinc oxide process | |
| AU2013220926B2 (en) | Process for zinc oxide production from ore | |
| RU2789641C1 (en) | Antimony gold cathode sludge processing method | |
| US1945074A (en) | Recovery of selenium | |
| WO2009052580A1 (en) | Production of nickel | |
| Habashi | Fire and the art of metals: a short history of pyrometallurgy | |
| RU2457263C1 (en) | Treatment method of sulphide concentrates containing precious metals | |
| US4642133A (en) | Process for chlorinating volatilization of metals which are present in oxidic iron ores or concentrates | |
| US1360271A (en) | Process of extracting bismuth |