UA80444U - Спосіб вилучення золота з рудних концентратів - Google Patents

Спосіб вилучення золота з рудних концентратів Download PDF

Info

Publication number
UA80444U
UA80444U UAU201214679U UAU201214679U UA80444U UA 80444 U UA80444 U UA 80444U UA U201214679 U UAU201214679 U UA U201214679U UA U201214679 U UAU201214679 U UA U201214679U UA 80444 U UA80444 U UA 80444U
Authority
UA
Ukraine
Prior art keywords
gold
complexing agent
extraction
leaching
degree
Prior art date
Application number
UAU201214679U
Other languages
English (en)
Russian (ru)
Inventor
Александр Андреевич Пивоваров
Маргарита Ивановна Воробьева
Original Assignee
Государственное Высшее Учебное Заведение "Украинский Государственный Химико-Технологический Университет"
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 Государственное Высшее Учебное Заведение "Украинский Государственный Химико-Технологический Университет" filed Critical Государственное Высшее Учебное Заведение "Украинский Государственный Химико-Технологический Университет"
Priority to UAU201214679U priority Critical patent/UA80444U/uk
Publication of UA80444U publication Critical patent/UA80444U/uk

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Спосіб вилучення золота з рудних концентратів включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN та 0,6 % КОН, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 100-300 мг/л перекисних і надперекисних сполук в присутності комплексоутворюючого агента, з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку. Як комплексоутворюючий агент використовують полівініловий спирт або поліетиленгліколь в кількості 0,04-0,15 %.

Description

Корисна модель належить до області металургії дорогоцінних металів, зокрема, до гідрометалургійної переробки рудних концентратів (в тому числі упорних) і може бути використана при вилученні золота з промислових рудних концентратів з відносно високим вмістом дисперсного золота, а також для переробки сировини, що характеризується переважно тонкодисперсними вкрапленнями золота.
Відомий спосіб підвищення ефективності ціанідного вилуговування благородних металів з руд за рахунок перемішування і оксигенування ціанідних розчинів шляхом періодичної подачі в розчин повітря (Пат. 4190436 США, МПК С228В 11/08. Аїг тіх адйайоп ог (Пе ехігасіп ої теїа!5 їот Ієаспаріє оге5. / Надпез Кобепй М, заявл. 20.12.97; Мо 862335; опубл. 26.02.80). При проведенні процесу з використанням 0,25 95 розчину МасмМм за 24 години вилучення золота становить 98,9 95, срібла 99,9 95, що на 8 і 1295 вище, ніж в разі проведення процесу без інжекції повітря.
Недоліком вказаного способу є тривалість процесу вилуговування, що складає 24 години до досягнення економічно доцільного ступеня вилучення золота та срібла.
Відомий спосіб інтенсивного ціанування гравітаційних концентратів, шляхом використання
О» замість повітря. |(Оамідзоп В.)., Вгомуп С.А., Тауїог У.О. Тне іпієпвзіме суапідайоп ої до ріапі дгаміцу сопсепігаїев5. "У. 5. Аїї. Іп5ї. Міпіпд апа Меї.", 1978, Мо 6, 146-165). Використання О2 замість повітря суттєво підвищує швидкість розчинення золота та срібла за 2-6 годин при температурі 303 К, при ступені вилучення золота і срібла більше 99 95.
Недоліками відомого способу є складність процесу, внаслідок використання газоподібного кисню, необхідність ведення процесу при підвищених температурах, що збільшує енергоємність процесу; достатньо високий рівень вміщення золота в залишках після вилуговування.
Відомий спосіб вилуговування золота (А!цй) і срібла (Ад) з А!й-вмісних концентратів, який включає введення в пульпу ціаніду і пероксиду водню, при цьому основна частина Ам! ї Аа переходять в розчин, потім додають перекисні сполуки, зокрема пероксоборати, для підвищення вилучення золота і скорочення витрат ціаніду. Кількість перборату, що додається 10-60 еквівалентів ВОз на 1 т концентрату, при цьому ступінь вилучення золота складає 65- 84 95. (Пат. 4114514 ФРГ, МКИ» С228 11/08. Мепангеп 2! Гашдипа Соїй па 5іїрег / Гоговсп
Уигдеп, 7ієдієп Аппеуе; Оедивза Ад. - Мо 41145143; заявл. 03.05.91; опубл. 05.11.92.
Недоліком відомого способу є його нетехнологічність, внаслідок використання концентрованого розчину НгО», що пов'язано з його токсичністю і вибухонебезпечністю, а також низький ступінь вилучення золота.
Найбільш близьким за технічною суттю та досягуваному результату до корисної моделі, що заявляється, є спосіб вилучення золота і срібла з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 96 КСМ та 0,6 906 КОН, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 100-300 мг/л перекисних та надперекисних сполук в присутності 0,2-0,5 90 комплексоутворюючого агента (КУА), з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку. Ступінь вилучення золота складає 98,7 95, срібла 99,3 95 Пат. 29241 Україна, МПК С 016 7/00, 5/00. Спосіб вилучення золота і срібла з рудних концентратів / Ситнік С.В., Півоваров О.А., Пололій Н.М., Буря О.І. (Україна). - Мо 98020952; заявл. 24.02.98; опубл. 16.10.2000, Бюл. Мо 5) (найближчий аналог).
До недоліків найближчого аналога слід віднести: - недостатній ступінь вилучення золота з рудних концентратів, в яких золото тонко дисперсне та знаходиться у тісній асоціації з сульфідами (упорні рудні концентрати); - для ефективного процесу ціанування концентрація КУА в системі вилуговування має обов'язково становити не менше ніж 0,2-0,5 об.
В основу корисної моделі поставлено задачу збільшення ступеня вилучення золота з рудного концентрату шляхом підвищення окислювальних умов в системі вилуговування при зменшенні концентрації КУА необхідної для ефективного процесу ціанування.
Поставлена задача вирішується тим, що в відомому способі вилучення золота та срібла з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,395 КСМ та 0,695 КОН, приготовленими з використанням активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми (КНП) води, яка містить 100-300 мг/л перекисних і надперекисних сполук в присутності комплексоутворюючого агента, з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку, відповідно до корисної моделі, як комплексоутворюючий агент використовують полівініловий спирт (ПВС) або полієтиленгліколь (ПЕГ) в кількості 0,04-0,15 95.
Використання як комплексоутворюючого агента ПВС або ПЕГ призводить до збільшення бо ступеня інгібітування розкладу перекисних сполук плазмохімічно активованої води.
Вищезазначений результат досягається внаслідок більшої здатності зазначених речовин до зв'язування іонів важких металів, присутніх в рудному концентраті, в комплексні іони. Внаслідок чого, в більшому ступені, попереджається каталітичний розклад перекисних сполук води, обробленої під дією контактної нерівноважної плазми, що забезпечує їх доцільну концентрацію в системі вилуговування і, як наслідок, окислювальні умови для здійснення ефективного процесу ціанування.
Приводимо приклади виконання пропонованої корисної моделі.
Приклад 1.
Рудний концентрат завантажують у скляний реактор діаметромО,08 м і висотою 0,15 м, який містить 0,2 л плазмохімічно активованого водного розчину з вмістом перекисних і надперекисних сполук - 300 мг/л (при співвідношенні тверде:рідке - 1:5) і загальним відсотковим складом компонентів 0,3 95 КСМ, 0,6 96 КОН та комплексоутворюючий агент 0,05 95
ПВС, при постійному перемішуванні і температурі 323 К. Після закінчення процесу (через З години) твердий залишок відокремлюють від розчину. Ступінь вилучення золота 99,83 Об.
Приклад 2.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,075 95. Ступінь вилучення золота 99,91 95.
Приклад 3.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,1 95. Ступінь вилучення золота 99,97 Об.
Приклад 4.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,04 95. Ступінь вилучення золота 99,37 95.
Приклад 5.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,15 95. Ступінь вилучення золота 99,96 95.
Приклад 6.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, в якості комплексоутворюючого агенту для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,04 95. Ступінь вилучення золота 99,39 Ор.
Приклад 7.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, в якості комплексоутворюючого агента для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,05 95. Ступінь вилучення золота 99,84 Об.
Приклад 8.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,075 95. Ступінь вилучення золота 99,96 95.
Приклад 9.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,1 9о. Ступінь вилучення золота 99,98 Об.
Приклад 10.
Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,15 95. Ступінь вилучення золота 99,95 95.
Порівняння результатів, наведених у прикладах з найближчим аналогом свідчить, що ступінь вилучення золота у заявлюваному способі (99,37-99,98 95) перевищує ступінь вилучення у найближчому аналозі (99,3 9).
Таким чином, в результаті здійснення способу вилучення золота з рудних концентратів який пропонується забезпечується високий ступінь вилучення золота при зменшенні необхідної кількості комплексоутворюючого агента.
Корисна модель належить до гідрометалургійної переробки рудних концентратів і може бути використана при вилученні золота з промислових рудних концентратів з відносно високим вмістом дисперсного золота, а також для переробки сировини, що характеризується переважно 60 тонкодисперсними вкрапленнями золота.

Claims (1)

  1. ФОРМУЛА КОРИСНОЇ МОДЕЛІ
    Спосіб вилучення золота з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 95 КСМ та 0,6 95 КОН, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить
    100-300 мг/л перекисних і надперекисних сполук в присутності комплексоутворюючого агента, з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку, який відрізняється тим,
    що як комплексоутворюючий агент використовують полівініловий спирт або поліеєтиленгліколь в кількості 0,04-0,15 9.
UAU201214679U 2012-12-21 2012-12-21 Спосіб вилучення золота з рудних концентратів UA80444U (uk)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
UAU201214679U UA80444U (uk) 2012-12-21 2012-12-21 Спосіб вилучення золота з рудних концентратів

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
UAU201214679U UA80444U (uk) 2012-12-21 2012-12-21 Спосіб вилучення золота з рудних концентратів

Publications (1)

Publication Number Publication Date
UA80444U true UA80444U (uk) 2013-05-27

Family

ID=51949831

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
UAU201214679U UA80444U (uk) 2012-12-21 2012-12-21 Спосіб вилучення золота з рудних концентратів

Country Status (1)

Country Link
UA (1) UA80444U (uk)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104805285A (zh) * 2015-05-05 2015-07-29 中南大学 一种以聚乙烯醇磷酸铵为添加剂的硫代硫酸盐浸金方法

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104805285A (zh) * 2015-05-05 2015-07-29 中南大学 一种以聚乙烯醇磷酸铵为添加剂的硫代硫酸盐浸金方法
CN104805285B (zh) * 2015-05-05 2017-04-12 中南大学 一种以聚乙烯醇磷酸铵为添加剂的硫代硫酸盐浸金方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103086548B (zh) 一种含氰尾矿浆无害化综合处理方法
CN101111615A (zh) 包括精细研磨、制浆和氧化的用于金属如金和铂的提取方法
CN113151667B (zh) 一种从废led封装中回收稀贵金属元素的方法
CN111270071A (zh) 一种从含金贵液中回收金的方法
CN113308606A (zh) 一种富银金蒸硒渣浸出分离有价金属的方法
JP2021167469A (ja) 金産出性酸化物鉱石の前処理のためのシステム
CN102796878A (zh) 一种从含铑有机废液中富集铑的方法
CN105219958A (zh) 一种氧化碱浸分离硒碲富集贵金属的方法
UA80444U (uk) Спосіб вилучення золота з рудних концентратів
RU2721731C1 (ru) Способ выщелачивания и извлечения золота и серебра из пиритных огарков
CN101560608B (zh) 含金物料无氮湿法精炼方法
LIU et al. Optimization of separation processing of copper and iron of dump bioleaching solution by Lix 984N in Dexing Copper Mine
CN110551904A (zh) 高硫砷碳难选金精矿非氰浸金及提金方法
CN114737059B (zh) 一种采用无氧焙烧-过硫酸盐浸出联合技术处理氰化尾渣的方法
RU2540236C2 (ru) Способ переработки высокоуглеродистых золотоносных пород
Mokhlis et al. Selective leaching of copper from waste printed circuit boards (PCBs) using glycine as a complexing agent
RU2749310C2 (ru) Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата
CN102517452A (zh) 从载金炭解吸、电积工艺中产生的含金尾液里回收金的方法
CN101643856A (zh) 富氧氰化浸出提取金的方法
RU2339708C1 (ru) Способ выщелачивания продуктов, содержащих сульфиды металлов
RU2749309C2 (ru) Способ извлечения золота и меди из сульфидного золотомедного флотоконцентрата
RU2635582C1 (ru) Способ выщелачивания металлов из упорных углистых руд (варианты)
RU2802924C1 (ru) Способ переработки золотосодержащих концентратов
CN103757437A (zh) 一种混合助浸剂氰化浸金方法
RU2458162C1 (ru) Способ извлечения золота из гравитационных концентратов