RU2691153C1 - Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы - Google Patents

Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы Download PDF

Info

Publication number
RU2691153C1
RU2691153C1 RU2018137982A RU2018137982A RU2691153C1 RU 2691153 C1 RU2691153 C1 RU 2691153C1 RU 2018137982 A RU2018137982 A RU 2018137982A RU 2018137982 A RU2018137982 A RU 2018137982A RU 2691153 C1 RU2691153 C1 RU 2691153C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
precious metals
calcium
gold
concentrate
sulphide
Prior art date
Application number
RU2018137982A
Other languages
English (en)
Inventor
Александр Владимирович Аксёнов
Сергей Георгиевич Рыбкин
Аркадий Евгеньевич Сенченко
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС"
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 Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС"
Priority to RU2018137982A priority Critical patent/RU2691153C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2691153C1 publication Critical patent/RU2691153C1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к области металлургии цветных и драгоценных металлов, в частности к переработке сульфидных концентратов, содержащих золото и серебро. Осуществляют смешивание исходного сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы с кальцийсодержащим флюсом с образованием шихты, в качестве флюса используют карбонат кальция, либо его оксид или гидроксид. В шихту добавляют хлорид кальция, из расчета 2-6 % хлорида кальция от массы сульфидов, содержащихся в сульфидном концентрате, и затем проводят обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С с получением огарка. Полученный огарок измельчают до крупности класса менее 30 мкм и перерабатывают методом цианидного выщелачивания. Техническим результатом, на решение которого направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечения драгоценных металлов при переработке сульфидных золото- и серебросодержащих концентратов. 1 табл., 2 пр.

Description

Изобретение относится к области металлургии цветных и драгоценных металлов, в частности, переработке сульфидных концентратов, содержащие золото и серебро.
Целевым продуктом обогащения золотосодержащих руд с использованием метода флотации являются флотационные концентраты. Типичные флотационные золотосодержащие концентраты представляют собой смесь сульфидов, преимущественно пирита (FeS2) и арсенопирита (FeAsS) и группу оксидов, слагающих минералы – кремния, алюминия, кальция, магния. Содержание золота в концентратах в среднем составляет 30-70 г/т, пирита и арсенопирита в сумме 40-60 %, силикатных минералов 30-50 %. Нередко в концентратах присутствует органическое углистое вещество в количестве от 1 до 5 %, обладающее сорбционной активностью по отношению к цианидному комплексу золота.
Тонкая диспергация золота в сульфидах и наличие в концентратах сорбционно активного углистого вещества обуславливают высокую упорность таких флотационных концентратов к процессу извлечения золота методом цианидного выщелачивания. Технологическим приёмом, позволяющим эффективно перерабатывать упорные золотосодержащие сульфидные концентраты по цианидной технологии, является предварительная окислительная обработка концентратов с разрушением сульфидных компонентов.
Известен способ переработки упорных золотосодержащих сульфидных концентратов включающий кислотную обработку измельчённого концентрата, отмывку пульпы, автоклавное выщелачивание пульпы концентрата при температуре 225-235 °С и давлении кислорода, охлаждение выщелоченной пульпы, кондиционирование пульпы, её обезвоживание с промывкой и последующее сорбционное цианирование автоклавного остатка [1]. Недостатками способа-аналога являются значительные капитальные и текущие затраты на переработку концентратов.
Известен способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому техническое решение [2].
По известному способу сульфидный концентрат класса крупности 100 % минус 200 меш (минус 75 мкм) смешивают с кальцийсодержащим флюсом в качестве которого используют гидроксид, оксид или карбонат кальция в количестве выше 100 % от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в сульфат кальция. Шихту обжигают в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С, полученный огарок в дальнейшем перерабатывают с целью извлечения золота и серебра известными способами. В процессе окислительного обжига шихты органическое углистое вещество концентрата сгорает, а сульфиды разлагаются с образованием пористых золотосодержащих частиц гематита Fe2O3, что в результате обеспечивает более эффективное извлечение драгоценных металлов из огарка при цианидном выщелачивании.
Недостатком способа-прототипа является снижение извлечения драгоценных металлов в раствор при нахождении значительной доли золота и серебра в сульфидных зёрнах концентрата в виде тонкодисперсных включений крупностью менее 1 мкм.
Техническим результатом, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечения драгоценных металлов при переработке сульфидных золотосодержащих концентратов.
Указанный технический результат достигается тем, что при переработке сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, включающей стадии смешивания сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, с кальцийсодержащим флюсом с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С с получением огарка, в шихту до обжига вводят дополнительно хлорид кальция в количестве 2-6 % от массы сульфидов, содержащихся в сульфидном концентрате, а полученный огарок после обжига измельчают до крупности класса менее 30 мкм.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является изменённый состав шихты на обжиг концентрата и введение новой операции измельчения огарка.
Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на окислительном разложении сульфидных компонентов концентрата кислородом при нагревании шихты с образованием сульфата и арсената кальция, оксидов железа и цветных металлов. Разложение пирита и арсенопирита при термообработке шихты протекает по результирующим реакциям 1, 2:
2FeS2 + 4Ca(OH)2 + 7,5O2 → Fe2O3 + 4CaSO4 + 4H2O (1)
2FeAsS + 5Ca(OH)2 + 7O2 → Fe2O3 + Ca3(AsO4)2 + 2CaSO4 + 5H2O (2)
В качестве кальцийсодержащего флюса в заявляемом способе используется гидроксид, оксид или карбонат кальция Ca(OH)2, CaO, CaCO3. По результатам испытаний данные соединения в сравнительно одинаковой степени эффективно связывают серу и мышьяк в форму сульфата и арсената кальция в процессе окислительного обжига. Количество кальцийсодержащего флюса в смеси на окислительный обжиг берется в количестве 110-115 % от стехиометрически необходимого для связывания серы и мышьяка, присутствующих в перерабатываемом концентрате, в сульфат и арсенат кальция. Экспериментально установлено, что при указанном количестве кальцийсодержащего флюса в смеси сера и мышьяк в процессе обжига на 97-98 % переходят в форму сульфата и арсената кальция и остаются в огарке.
В заявляемом способе в состав шихты на обжиг сульфидного концентрата дополнительно вводится хлорсодержащий реагент – хлорид кальция. Назначение добавки CaCl2 заключается в усилении эффекта термохимического разрушения зёрен оксида железа за счёт образования промежуточных соединений хлорида железа по реакциям 3, 4:
FeS2 + CaCl2 + 3O2 → FeCl2 + CaSO4 + SO2 (3)
2FeCl2 + 1,5O2 → Fe2O3 + 2Cl2 (4)
Выделяющийся хлор создает также более агрессивную окислительную среду в реакционном объёме обжигаемого материала, взаимодействует с цветными металлами и серебром, образуя хлорид серебра AgCl и способствует повышению извлечения серебра и золота при цианидном выщелачивании огарка.
Необходимый и достаточный расход хлорида кальция, вводимого в шихту на окислительный обжиг выбран по результатам экспериментальных исследований и составляет 2-6 % от массы сульфидов FeS2, FeAsS, содержащихся в концентрате. Установлено, что при расходе CaCl2 ниже 2 % добавка этого реагента не оказывает заметного влияния на повышение извлечения драгоценных металлов при цианировании огарка, а расход выше 6 % при максимально возможном увеличении извлечения золота и серебра сопровождается коррозионным разрушением стальных частей обжиговой установки.
Лабораторные исследования и испытания показали, что весьма эффективным фактором повышения извлечения драгоценных металлов при цианировании огарков является их предварительное измельчение до класса крупности менее 30 мкм. Установлено, что в процессе окислительного обжига концентрата образующиеся зёрна гематита Fe2O3 в значительной степени наследуют форму и размер исходных зёрен пирита и арсенопирита и, соответственно, включения, содержащихся в них дисперсных частиц драгоценных металлов. В процессе измельчения огарка зёрна гематита разрушаются, что сопровождается высвобождением находящихся в них мелких золотосодержащих частиц размером менее микрона, которые становятся доступны для последующего цианидного выщелачивания.
Предварительное измельчение огарка обеспечивает также разрушение крупных частиц сульфата и арсената кальция, что способствует качественному отделению насыщенного сорбента от пульпы при использовании варианта сорбционного цианидного выщелачивания огарка.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного составом шихты на окислительный обжиг концентрата и введением новой операции измельчения огарка.
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.
Заявляемый способ переработки сульфидных концентратов, содержащие драгоценные металлы соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает повышение извлечения драгоценных металлов в целевой продукт, что не следует явным образом из известного уровня техники.
Пример использования заявляемого способа
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали флотационный концентрат класса крупности 80 % минус 71 мкм, полученный при обогащении золотосодержащей руды месторождения, расположенного в Российской Федерации. В качестве реагентов использовали известь гидратную пушонку 1 сорта ГОСТ 9179-77 и хлорид кальция марки «Ч» крупностью менее 100 мкм. Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического, пробирно-гравиметрического и рентгеноструктурного методов анализа. Вещественный состав флотационного концентрата представлен в таблице 1.
Таблица 1 – Вещественный состав флотационного концентрата
Содержание компонентов: массовая доля %; г/т*
Au* Ag* FeS2 FeAsS SiO2 Al2O3 ΣFe2O3, Fe3O4 Cобщ
37,2 112 41,8 9,2 25,6 9,8 4,7 4,3
На лабораторных весах взвесили 1000,0 г флотационного концентрата, 740,0 г извести и 27,0 г хлорида кальция. Материалы смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень жаростойкой нержавеющей стали слоем 1,5-2,0 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. Шихту обжигали при температуре 650 ºС в течение 60 минут с доступом воздуха в камеру печи и периодическом перемешиванием материала. В процессе обжига шихты выделения в газовую фазу оксидов серы и мышьяка не фиксировали. По завершении обжига противень с огарком выгрузили из печи, охладили, огарок взвесили. Масса огарка флотационного концентрата составила 1920,0 г. По данным рентгеноструктурного анализа огарок содержал, в масс. %: 53,6 CaSO4; 17,0 Fe2O3; 5,2 Ca3(AsO4)2; 13,3 SiO2; 5,1 Al2O3; 5,8 CaO.
Огарок флотационного концентрата загрузили в лабораторную бисерную мельницу, добавили 3200 мл воды и измельчили продукт до класса крупности менее 30 мкм. Пульпу измельчённого огарка перегрузили в лабораторный реактор, добавили в пульпу 160,0 г угольного сорбента Norit RO 3515 и при температуре 20 ºС с перемешиванием, в течение 36 часов провели цианидное выщелачивание огарка, периодически вводя в пульпу раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе CNaCN ≈ 0,3 %. Щелочность пульпы pH > 12,0 поддерживалась за счет свободной CaO, содержащейся в огарке. По завершении операции сорбент отделили от пульпы на сите, пульпу фильтровали, кек цианирования огарка высушили. Масса кека огарка флотационного концентрата составила 1729,0 г. По данным пробирного анализа кек цианирования огарка содержал 4,0 г/т золота и 22,9 г/т серебра. В соответствие с расчетами извлечение драгоценных металлов на сорбент в процессе цианидного выщелачивания огарка составило 81,3 % золота и 64,7 % серебра.
Пример использования способа-прототипа:
На лабораторных весах взвесили 1000,0 г флотационного концентрата и 740,0 г извести. Материалы смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень жаростойкой нержавеющей стали слоем 1,5-2,0 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. Шихту обжигали при температуре 650 ºС в течение 60 минут с доступом воздуха в камеру печи и периодическом перемешиванием материала. В процессе обжига шихты выделения в газовую фазу оксидов серы и мышьяка не фиксировали. По завершении обжига противень выгрузили из печи, огарок охладили и взвесили. Масса огарка флотационного концентрата составила 1896,0 г.
Огарок загрузили в лабораторный реактор, залили в реактор 3200 мл воды и добавили в пульпу 160,0 г угольного сорбента Norit RO 3515. При температуре 20 ºС с перемешиванием, в течение 36 часов провели цианидное выщелачивание огарка, периодически вводя в пульпу раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе CNaCN ≈ 0,3 %. Щелочность пульпы pH > 12,0 поддерживалась за счет свободной CaO, содержащейся в огарке. По завершении операции сорбент отделили от пульпы на сите, пульпу фильтровали, кек цианирования огарка высушили. Масса кека огарка флотационного концентрата составила 1708,0 г. По данным пробирного анализа кек цианирования огарка содержал 5,6 г/т золота и 33,1 г/т серебра. В соответствие с расчетами извлечение драгоценных металлов на сорбент в процессе цианидного выщелачивания огарка составило 74,2 % золота и 49,5 % серебра.
Сравнение полученных результатов показывает, что при переработке сульфидных концентратов заявляемым способом при цианидном выщелачивании огарка на угольный сорбент золота извлекается на 7,1 %, а серебра на 15,2 % выше, чем при использовании способа-прототипа.
Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе на базе ООО НИИПИ «ТОМС».
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИ
1. Патент РФ № 2514900 МКИ C22B 11/00. Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности / Я.М. Шнеерсон, Л.В. Чугаев, В.К. Фёдоров, А.Ю. Лапин, П.В. Зайцев, М.А. Плешков, М.В. Клементьев (Россия) – опубликовано 10.05. 2014 г.
2. Патент RU № 2078146 C1, МПК C22B 11/02. Способ обжига металлосодержащих сульфидно-мышьяковистых или сульфидно-золотосодержащих руд или концентратов / Уиллем П.С. Дюивестейн [US], Мануэль Р. Ластра [US] – опубликовано 27.04. 1997 г – прототип.

Claims (1)

  1. Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, включающий смешивание сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, и кальцийсодержащего флюса с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С с получением огарка, отличающийся тем, что в шихту обжига вводят хлорид кальция в количестве 2-6 % от массы сульфидов, содержащихся в сульфидном концентрате, а полученный огарок после обжига измельчают до крупности класса менее 30 мкм.
RU2018137982A 2018-10-29 2018-10-29 Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы RU2691153C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2018137982A RU2691153C1 (ru) 2018-10-29 2018-10-29 Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2018137982A RU2691153C1 (ru) 2018-10-29 2018-10-29 Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2691153C1 true RU2691153C1 (ru) 2019-06-11

Family

ID=66947792

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2018137982A RU2691153C1 (ru) 2018-10-29 2018-10-29 Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2691153C1 (ru)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2078146C1 (ru) * 1991-09-25 1997-04-27 Би.Эйч.Пи.-Юта Интернэшнл, Инк. Способ обжига металлосодержащих сульфидно-мышьяковистых или сульфидно-золотосодержащих руд или концентратов
US5851499A (en) * 1996-09-11 1998-12-22 Newmont Gold Company Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon
US20090071295A1 (en) * 2007-09-17 2009-03-19 Barrick Gold Corporation Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores
WO2012071342A2 (en) * 2010-11-22 2012-05-31 Barrick Gold Corporation Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials
CN102534195A (zh) * 2010-12-10 2012-07-04 中国科学院金属研究所 一种难浸金矿提金的工艺方法
RU2012128229A (ru) * 2012-07-04 2014-01-10 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" Способ переработки золотосодержащего сырья двойной упорности

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2078146C1 (ru) * 1991-09-25 1997-04-27 Би.Эйч.Пи.-Юта Интернэшнл, Инк. Способ обжига металлосодержащих сульфидно-мышьяковистых или сульфидно-золотосодержащих руд или концентратов
US5851499A (en) * 1996-09-11 1998-12-22 Newmont Gold Company Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon
US20090071295A1 (en) * 2007-09-17 2009-03-19 Barrick Gold Corporation Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores
WO2012071342A2 (en) * 2010-11-22 2012-05-31 Barrick Gold Corporation Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials
CN102534195A (zh) * 2010-12-10 2012-07-04 中国科学院金属研究所 一种难浸金矿提金的工艺方法
RU2012128229A (ru) * 2012-07-04 2014-01-10 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" Способ переработки золотосодержащего сырья двойной упорности

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4552589A (en) Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation
RU2079562C1 (ru) Способ переработки полиметаллических руд и концентратов, содержащих благородные металлы, мышьяк, углерод и серу
US6482373B1 (en) Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
US8012437B2 (en) Process for separating iron from other metals in iron containing feed stocks
NO142790B (no) Fremgangsmaate for utvinning av nikkel fra laterittjernmalmer
Zhang et al. Selective separation of calcium from zinc-rich neutralization sludge by sulfidation roasting and HCl leaching
US3853982A (en) Method for recovering vanadium-values from vanadium-bearing iron ores and iron ore concentrates
Boboev et al. Removal of scorodite arsenic from gold ore in the form of AS2S3 and AS4S4
RU2608481C2 (ru) Способ кучного выщелачивания золота из минерального сырья
US6248301B1 (en) Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
RU2691153C1 (ru) Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы
RU2627835C2 (ru) Способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья
Aylmore et al. Conditions and design considerations for maximising recoverable gold in roasting of refractory gold ores
Rusalev et al. Nitric acid treatment of Olympiada deposit refractory gold-bearing concentrate
US3367740A (en) Promotion agents in the sulphation of oxidized nickel and cobalt bearing ores
RU2687613C2 (ru) Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы
RU2395598C1 (ru) Способ переработки концентратов, содержащих благородные металлы и сульфиды
Bobozoda et al. Gold and copper recovery from flotation concentrates of Tarror deposit by autoclave leaching
RU2255126C1 (ru) Термогидрометаллургический способ комплексной переработки медного концентрата колчеданных руд с извлечением цветных и благородных металлов
EA035804B1 (ru) Способ получения золота из концентратов двойной упорности
EA039147B1 (ru) Процесс, установка и установка для добычи драгоценных металлов для повышения извлечения драгоценных металлов в процессе сорбционного выщелачивания
CN110819820A (zh) 一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法
RU2803472C1 (ru) Способ переработки красных шламов глиноземного производства
US737061A (en) Process of recovering precious metals.
RU2805834C1 (ru) Способ повышения извлечения золота из углеродистого сырья после автоклавной переработки с помощью обжига автоклавных остатков