Изобретение относится к области металлургии цветных металлов, точнее, к области получения золота и серебра из флотационных и гравитационных концентратов, выделяемых при переработке золотосодержащих руд, в которых золото присутствует в форме раствора в сульфидах, а также в форме самородного.
При переработке подобных руд последовательно гравитационным и затем флотационным способами выделяются соответственно гравитационный и флотационный концентраты. В гравитационный концентрат переходит преимущественно самородные золото и серебро, а во флотационный - золото и серебро, растворенные в сульфидах меди и железа. Пустая порода концентратов представлена силикатами и алюмосиликатами. В дальнейшем золото из гравитационного концентрата извлекается на обогатительной фабрике методом амальгамации. Флотационный концентрат направляется в медеплавильное производство, в котором золото и серебро выделяются в процессе электролиза меди. Метод амальгамации чрезвычайно опасен, поскольку связан с применением ртути. Переработка флотационного концентрата в медеплавильном производстве связана с заметными потерями золота и серебра из-за разбавления продукта в значительном количестве медного сульфидного сырья. По этой причине стоимость золота и серебра в флотационном концентрате значительно ниже реальной стоимости этих металлов. Известны (см. Плаксин И. Н. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургиздат, 1958, с. 147-222, с.293-328) способы извлечения золота и серебра гидрометаллургическими методами. Эти способы отличаются большой длительностью и образованием значительных количеств токсичных растворов или газов.
Известно (см. Масленицкий И.Н. и др. Металлургия благородных металлов. - М. : Металлургия, 1987, с.294-296), что золото и серебро хорошо извлекаются при пирометаллургических способах переработки гравитационных концентратов путем плавки их с выделением металлического свинца или металлической меди, которые служат коллекторами благородных металлов, а также шлака, в который переходят компоненты пустой породы. В этих способах достигается получение коллектора (свинца, меди) со значительно более высоким содержанием золота и серебра, чем в медеплавильном производстве, что облегчает и ускоряет их дальнейшее извлечение. Недостатками этих способов является применение дорогостоящего и токсичного реагента - свинца или его соединений, дорогостоящей меди или ее соединений, использование дорогостоящих реагентов (стекла, соды, буры) для получения шлака с низкой температурой плавления, а также необходимость предварительного удаления серы.
Наиболее близким аналогом изобретения является способ обработки силикатной руды, содержащей золото и серебро (Патент Японии, Sumitomo Metal Mining Co Ltd. , по заявке 61-25471, пр. 07.02.1986, oп. 10.08.1987, ИСМ 1, 1989), по которому к силикатной руде, содержащей золото и серебро, добавляют в качестве флюса не менее одного такого соединения, как оксид кальция, оксид железа и содержащие эти оксиды материалы, в количестве, обеспечивающем основность шлака при последующем плавлении 0,45-0,70, одновременно с флюсом к руде добавляют медьсодержащий материал типа черновой меди или твердого штейна, затем руду с добавками флюса и медьсодержащего материала плавят, в результате чего не менее 98% серебра и золота переходят в образующиеся расплавленные медь или медный штейн, которые отделяют от шлака.
Недостатками наиболее близкого аналога являются:
- введение в шихту плавки твердых меди или медного штейна, т.е. материала, уже прошедшего стадию пирометаллургической переработки, что приводит к удорожанию процесса;
- значительная продолжительность процесса до установления равновесного распределения золота и серебра между шлаком коллектором (медью или штейном);
- необходимость измельчения меди или штейна и их перемешивания с золотосодержащей рудой для ускорения процесса;
- заметные потери меди из-за перехода ее из коллектора в шлак;
- недостаточно высокое извлечение благородных металлов в штейн;
- значительный унос шихтовых материалов с технологическими газами в случае переработки такого дисперсного материала как гравитационный концентрат;
- значительный расход электроэнергии, электродов и огнеупоров при переработке концентратов на штейн в электропечи.
Задачей настоящего изобретения является создание способа, позволяющего переработать дисперсные гравитационные и флотационные концентраты, содержащие золото и серебро, и обеспечивающего эффективные условия извлечения меди, золота и серебра из концентратов в штейн, образующийся в процессе плавления, с одновременным образованием силикатного шлака заданной основности, снижение расходов электроэнергии и электродов при переработке концентратов в электропечи.
Поставленная задача достигается тем, что в способе извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро, включающем добавки в качестве флюса по крайней мере одного из соединений, таких как оксид кальция, оксид железа и содержащих эти оксиды материалов, в количестве, обеспечивающем получение шлака заданной основности, с одновременной добавкой медьсодержащего материала и последующей плавкой с образованием штейна и силикатного шлака, разделением штейна и шлака, согласно изобретению в качестве медьсодержащей добавки используют флотационный концентрат, содержащий медь, золото и серебро, растворенные в сульфидах, дополнительно вводят сульфидизатор в виде материала, содержащего сульфат кальция, или образуют сульфат кальция в процессе смешения компонентов из оксида (гидроксида) кальция и серной кислоты, и углеродистый восстановитель.
При этом гравитационный и флотационный концентраты сгущают путем отстаивания и/или фильтрации, проводят сушку сгущенных концентратов до остаточного содержания влаги в пределах 25-30%, смешение их с другими добавками и окускование окомкованием и/или брикетированием. При использовании окомкования сушку, смешение и окомкование проводят в одном агрегате. Кроме того, окускованный материал подвергают термической обработке в противотоке газов, выводимых из плавильного агрегата с последующей загрузкой горячего огарка в плавильный агрегат. Возможность осуществления изобретения иллюстрируются следующими примерами.
Пример 1. Гравитационный концентрат смешивают с гидратом оксида кальция и коксом. К смеси добавляют флотационный концентрат и концентрированную серную кислоту. Для сравнения с наиболее близким аналогом готовят смеси гравитационного концентрата с оксидом кальция и медным штейном, добавленным в виде кускового с размером кусков 5-10 мм и в виде измельченного до крупности минус 0,074 мм. Количество флюса рассчитывают из условия получения шлака с основностью (CaO+MgO)/SiО2, равной 0,6-0,7. Гравитационный концентрат содержит на сухую массу: 124 г/т Аu, 24 г/т Ag, 0,96% Сu, 9,19% Fe, 0,67% S, 23,47% CaO+MgO, 9,73% Al2O3, 42,73% SiO2, 1,06% Na2O, 0,78% K2O, флотационный концентрат: 103 г/т Au, 179 г/т Ag, 11,32% Сu, 10,51% Fe, 9,03% S, 17,60% CaO+MgO, 6,56% Аl2О3, 29,41% SiO2, 0,93% Na2O, 0,77% К2O. Штейн содержит: 31,2% Сu, 24,1% S, 44,7% Fe, 20 г/т Аu, 30 г/т Ag. Смеси помещают в алундовые тигли, нагревают с постоянной скоростью (10 град/мин) до 1400oС в лабораторной печи сопротивления и выдерживают расплавы при этой температуре в течение 30 мин. Результаты обработки приведены в таблице (см. в конце описания).
Из данных таблицы видно, что использование добавок флотационного концентрата, сульфата кальция, образованного при взаимодействии серной кислоты и гидроксида кальция, и углеродистого восстановителя (кокса) позволяет увеличить извлечение меди, золота и серебра в сравнении с применением штейна. Увеличение извлечения меди обеспечивается благодаря снижению потерь со шлаком. При этом равновесное распределение меди, золота и серебра достигается быстрее, чем при использовании измельченного и, тем более, кускового штейна.
Пример 2. Твердые компоненты смесей 4 и 6 (см. таблицу) увлажняют до 25%, в смесь 6 вводят заданное количество серной кислоты, увлажненные смеси окомковывают в барабанном окомкователе с получением окатышей размером 10-20 мм. Окатыши выдерживают в течение 8 ч в естественных условиях, затем сушат при 105oС в течение 2 ч. Высушенные окатыши плавят в руднотермической печи с получением штейна, шлака и улавливанием образующейся пыли в рукавном фильтре. Уловленную пыль возвращают в процесс включением в состав исходной смеси в качестве оборота. В процессе плавки контролируют производительность печи, расходы электроэнергии и электродов.
В результате обработки окатышей из смеси 4 выход пыли рукавного фильтра составляет 15% от сухой массы шихты, а из смеси 6 - 2%. Уменьшение выхода пыли при обработке смеси 6 достигается получением механически и термически стойких окатышей, не разрушающихся при нагревании и плавке, благодаря образованию вначале сульфатного, а затем гидросиликатного каркаса окатышей. Напротив, окатыши из смеси 4 разрушаются в процессе нагревания при полной потере гигроскопической и кристаллизационной влаги, что приводит к повышенному пылеобразованию. При плавке окатышей из смеси 6 с включением в нее оборотной пыли рукавных фильтров производительность печи увеличивается в сравнении с плавкой смеси 4 с оборотной пылью на 10-13%, расход электроэнергии снижается с 900-950 до 760-830 кВт-ч/т шихты, т.е. на 13-15%, а расход электродов с 10-11 до 7-8 кг/т, т.е. на 27-30%. Извлечение меди, золота и серебра в штейн увеличивается на 0,1-0,2% (абс.) благодаря уменьшению потерь шихтовых материалов через ткань рукавных фильтров.
Пример 3. Пульпу флотационного и гравитационного концентрата смешивают, подвергают сгущению, смесь концентратов в соотношении 2:3 по сухой массе при влажности 50-70% сушат при 100-150oС до влажности 25-30%, смешивают с гидратом оксида кальция (гашеной известью), концентрированной серной кислотой и коксом в соотношении смесь концентратов: гидрат оксида кальция:серная кислота: кокс, равным 100:(4,5-9,3):(1,75-2,5):(0,63-1,68), окомковывают в барабанном окомкователе. Окатыши направляют на термообработку во вращающуюся трубчатую печь. Термообработку окатышей ведут при непрерывном нагревании от температуры 100-150 до 400-500oС в противотоке с газом, выходящем из руднотермической печи с температурой 600-800oС. Горячие окатыши загружают в руднотермическую печь и плавят с получением шлака и штейна. Для сравнения обработке подвергают высушенные и охлажденные окатыши. В процессе плавки фиксируют производительность печи, расходы электроэнергии и электродов.
В результате обработки производительность печи увеличивается на 40-45%, расход электроэнергии снижается с 760-830 до 400-450 кВт-ч/т шихты, т.е. на 46-47%, расход электродов - с 7-8 до 4-5 кг/т шихты, т.е. на 37-43%.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ НЕПРЕРЫВНОЙ ПЛАВКИ КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ В ПЕЧИ ВАНЮКОВА | 2020 |
|
RU2755136C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ СВИНЕЦ, ЦВЕТНЫЕ И БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 2006 |
|
RU2316606C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 2012 |
|
RU2506329C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 1999 |
|
RU2156820C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 2001 |
|
RU2215802C2 |
Способ получения концентрата драгоценных металлов из продуктов переработки руды и вторичного сырья | 2017 |
|
RU2673590C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ ЦВЕТНЫЕ И БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 2002 |
|
RU2219264C2 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ГЕРМАНИЯ | 2008 |
|
RU2375481C1 |
СУЛЬФИДИЗАТОР ДЛЯ ВОССТАНОВИТЕЛЬНО-СУЛЬФИДИРУЮЩЕЙ ПЛАВКИ ОКИСЛЕННЫХ НИКЕЛЕВЫХ РУД | 2002 |
|
RU2224807C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ И СУЛЬФИДЫ | 2006 |
|
RU2308495C1 |
Изобретение относится к металлургии цветных металлов, а именно к извлечению золота и серебра из силикатных концентратов, получаемых при переработке золотосодержащих руд, в которых золото присутствует в форме раствора в сульфидах, а также в форме самородного. Способ включает введение в исходный концентрат в качестве флюса одного из соединений, таких, как оксид кальция, оксид железа, и содержащих эти оксиды материалов в количестве, обеспечивающем получение шлака заданной основности с одновременной добавкой медьсодержащего материала и последующей плавкой с образованием штейна и силикатного шлака, и разделение штейна и шлака. В качестве медьсодержащей добавки используют флотационный концентрат, содержащий медь, золото и серебро, растворенные в сульфидах, и дополнительно вводят сульфидизатор в виде материала, содержащего сульфат кальция, или в виде сульфата кальция, образованного в процессе смешения компонентов из оксида кальция и/или гидроксида кальция и серной кислоты, и углеродистый восстановитель. Добавку флотационного концентрата проводят путем перемешивания пульп гравитационного и флотационного концентратов с последующим сгущением, отстаиванием и фильтрацией, сушкой сгущенной смеси концентратов, смешением с другими добавками и окускованием с последующим упрочнением и окончательной сушкой, а затем плавят на штейн и шлак. При этом сушку проводят до остаточной влажности 25-30%, а окускование - путем окомкования или брикетирования. Сушку смеси концентратов, смешение с другими добавками и окомкование совмещают в одном агрегате. Окускованный материал после выдержки подвергают термообработке в противотоке горячих газов из плавильного агрегата с последующей загрузкой горячего огарка в плавильный агрегат. Техническим результатом является то, что способ позволяет перерабатывать дисперсные гравитационные и флотационные концентраты с высоким извлечением меди, золота и серебра в штейн с одновременным образованием силикатного шлака заданной основности, а также обеспечивает снижение расходов электроэнергии и электродов при переработке концентратов в электропечи. 7 з. п. ф-лы, 1 табл.
Способ крашения тканей | 1922 |
|
SU62A1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ И УСТРОЙСТВО ДЛЯ ЕГО ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ | 2000 |
|
RU2174155C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 1999 |
|
RU2156820C1 |
Прибор для очистки паром от сажи дымогарных трубок в паровозных котлах | 1913 |
|
SU95A1 |
Авторы
Даты
2004-01-10—Публикация
2002-04-08—Подача