Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для избирательного извлечения золота из гравитационных и флотационных концентратов золотоизвлекательных фабрик при доводке золотосодержащих продуктов до требований аффинажа.
Известен способ извлечения благородных металлов из золотых гравитационных и флотационных концентратов в процессе совместной плавки с сульфидными медными концентратами на штейн и дальнейшей переработке штейна с получением черновой меди (Металлургия благородных металлов. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В.: М., «Металлургия». - 1972. 368 с). Способ реализуется при плавке с флюсами при температуре 1350-1450°С. Он обеспечивает глубокое извлечение благородных металлов в медный штейн и далее в черновую медь (более 99%).
К недостаткам способа следует отнести высокую температуру, требуемую для выплавки штейна и черновой меди, концентрирующих в себе благородные металлы.
Известен способ извлечения благородных металлов из золоторудных концентратов в условиях пробирной плавки (950-1150°С). Золоторудный концентрат шихтуют с окисью свинца, восстановителем (углем, мукой и пр.), а также флюсами (содой, бурой, кремнеземом) для ошлакования породообразующих и плавят, например, в тигельных печах. В процессе плавки происходит восстановление свинца из его окиси, представленной дисперсным порошком. Образующийся в результате восстановления тонкодисперсный свинец обеспечивает извлечение благородных металлов из шихты. Развитая поверхность контакта металлического свинца и рудного материала, содержащего металлические включения золота, позволяет реализовать способ сравнительно быстро с достижением глубокого извлечения благородных металлов в свинцовый сплав (Пробоотбирание и анализ благородных металлов. Барышников И.Ф., Попова Н.Н., Оробинская В.А. и др.: М., Металлургия. - 1978. 432 с.). При переработке окисленных и кварцевых рудных концентратов, их непосредственно подвергают плавке. В случае сульфидных и мышьяксодержащих концентратов, плавке предшествует операция окислительного обжига материала с целью глубокого удаления мышьяка и серы в виде соответствующих газообразных соединений. К недостаткам способа относятся:
- высокая температура процесса;
- необходимость предварительного обжига сульфидных и арсенопиритных золотосодержащих концентратов.
Наиболее близким по технической сущности к изобретению является способ извлечения золота из золоторудных концентратов в свинцовый сплав, включающий плавку свинца совместно с золоторудным концентратом в присутствии расплавленной щелочи (NaOH), и температуре от 380 до 500°С в зависимости от минералогического состава концентрата (патент РФ 2104321 1998).
Техническим результатом предложенного изобретения является глубокое извлечение золота из золоторудных концентратов при высокой скорости осуществления процесса.
Технический результат достигается способом извлечения золота из золоторудных концентратов в свинцовый сплав в присутствии расплавленной щелочи, характеризующимся диспергированием расплавленного свинца при интенсивном механическом перемешивании его лопастной мешалкой совместно с золотосодержащим концентратом в присутствии расплавленной щелочи (NaOH), при температуре 400-550°С. При этом весовое отношение концентрат: щелочь выполняют равным 1:(1-3).
В процессе совмещены операции полного или частичного разложения золотоносных минералов в расплавленной щелочи и экстракции золота из продуктов разложения минеральных форм, а также свободных зерен металла свинцовым коллектором, характеризующимся весьма развитой поверхностью контакта, создаваемой при механическом перемешивании расплавленного свинца.
Коллектирование благородных металлов расплавом свинца происходит, в отличие от прототипа, при температуре 400-550°С, и при этом достигаются высокие показатели извлечения золота (более 99% независимо от вещественного и минерального состава исходного золоторудного концентрата).
В расплаве щелочи происходит разложение золотоносных пирита, пирротина и арсенопирита с образованием щелочно-растворимых соединений. Процессы протекают с большой скоростью и не лимитируют экстракции золота в свинцовый коллектор.
Весовое отношение концентрат: щелочь (α), а также температура процесса зависят от минералогического состава концентрата и непосредственно влияют на вязкость шлакового расплава.
При переработке пиритных и арсенопиритных гравитационных концентратов расход щелочи возрастает - выполняется весовое отношение α=1:(2,5÷3). Для ряда смешанных, а также кварцевых гравитационных концентратов это отношение меняется от 1:1 до 1:2. Во всех случаях стремятся получить величину вязкости щелочных плавов (5÷7)·10-2 Па·с.
Пример 1 (по известному способу) гравитационный золотосодержащий концентрат состава, %: FeS2 - 27,5; FeS - 4,8; Cu2S - 3,8; ZnS - 0,3; FeAsS - 27,6; С - 5,8; SiO2 - 23,3; Al2О3 - 3,5, содержащий Au - 489 г/т и Ag - 1120 г/т, массой 100 г поступает на обжиг в подовой печи при температуре 750°С при периодическом перегребании огарка. Продолжительность обжига 45 мин. Огарок охлаждали и направляли на шихтование. Состав шихты: PbO - 30 г; уголь - 1,5 г; сода - 150 г; бура - 50 г; SiO2 - 12 г.
После перемешивания с огарком шихту загружали в тигель и устанавливали в камерную печь. Температура плавки 1000°С, продолжительность - 1 час. Содержимое тигля выливали в изложницу. После охлаждения шлак отделяли от свинцового сплава. После купелирования сплава получен золотосеребряный сплав, масса которого 161 мг. После химической обработки и атомно-абсорбционного определения установлено, что извлечение в свинец золота и серебра составило 99,9 и 99,7%, соответственно.
Пример 2 (по заявляемому способу). 50 кг исходного гравитационного концентрата (пример 1) зашихтовали с 80 кг сухой NaOH. В реторту печи загрузили 10 кг свинца и 70 кг NaOH. Содержимое реторты расплавили и температуру расплава довели до 550°С. Включили перемешивание и загрузили шихту, содержащую гравитационный золотой концентрат. Продолжительность перемешивания 40 мин. Отстаивание 15 мин. Открытием клапана сливали свинцовый сплав и в отдельную изложницу шлак. Шлак анализировали на содержание золота и серебра. Содержание золота и серебра составило по 0,4 г/т.
Анализировали свинцовый сплав на содержание золота и серебра. Оно составило 5445 г/т по золоту и 845 г/т по серебру, что соответствует извлечению обоих металлов на уровне 99,9%.
Пример 3 (по известному). Гравитационный концентрат содержит, %: SiO2 - 60,5; Fe2O3 - 15; Fe3О4 - 13,4; Al2O3 - 6,1; Au - 355 г/т; Ag - 783 г/т.
Навеска концентрата 100 г зашихтовывалась с 25 г PbO, 150 г Na2CO3, 20 г буры и 1 г угля. Шихту помещали в тигель и устанавливали в камерную печь. Температура плавки 1000°С, продолжительность - 1 час. После разделения шлака и свинцового сплава последний подвергали купелированию, химическому разложению золотосеребряного сплава с атомно-абсорбционным определением содержания золота и серебра. В свинцовый сплав извлечено 99,6% золота и 99,5% серебра.
Пример 4 (по заявляемому способу). 100 кг гравитационного концентрата (пример 3) зашихтовали с 40 кг NaOH.
В реторту печи загрузили 25 кг свинца и 60 кг NaOH, расплавили и разогрели расплав до 400°С. При включенном перемешивании в реторту подали шихту, содержащую гравитационный концентрат. Продолжительность выкручивания системы составила 20 мин. После отстаивания (15 мин) из реторты были вылиты свинцовый сплав и шлак. Оба продукта анализировали на содержание благородных металлов:
Из приведенных примеров следует, что по заявляемому способу обеспечивается глубокое извлечение благородных металлов из гравитационных золотосодержащих концентратов, но при этом процесс осуществляется в условиях низких температур (400-550°С) и нет необходимости в предварительном обжиге халькогенидных концентратов с окислением сульфидной серы и мышьяка и их отгонкой.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ АРСЕНОПИРИТНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ | 2006 |
|
RU2321648C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ | 2006 |
|
RU2324749C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ СУЛЬФИДНЫХ И АРСЕНОПИРИТНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ | 2007 |
|
RU2360016C1 |
Способ извлечения золота из золоторудных концентратов | 2020 |
|
RU2742554C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ПРОМПРОДУКТОВ | 2004 |
|
RU2295580C2 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЧЕРНОВОГО СВИНЦА | 2005 |
|
RU2283884C1 |
Способ восстановления свинца из оксисульфатных шламов аккумуляторных батарей | 2019 |
|
RU2693245C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ | 1992 |
|
RU2025521C1 |
СПОСОБ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА В РУДАХ И КОНЦЕНТРАТАХ | 2010 |
|
RU2434063C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 2012 |
|
RU2506329C1 |
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для избирательного извлечения золота из гравитационных и флотационных концентратов золотоизвлекательных фабрик при доводке золотосодержащих продуктов до требований аффинажа. Способ извлечения золота из золоторудных концентратов в свинцовый сплав включает диспергирование расплавленного свинца при интенсивном механическом перемешивании его лопастной мешалкой совместно с золотосодержащим концентратом в присутствии расплавленной щелочи (NaOH), при весовом отношении концентрат: щелочь, равном 1:(1-3) и температуре 400-550°С в зависимости от минералогического состава концентрата. Техническим результатом является глубокое извлечение золота из золоторудных концентратов при высокой скорости осуществления процесса. 1 з.п. ф-лы.
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ГОРНОРУДНОГО СЫРЬЯ | 1996 |
|
RU2104321C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СВИНЕЦ- И СУЛЬФИДСОДЕРЖАЩИХ ШЛИХОВ ЗОЛОТА (ВАРИАНТЫ) | 2000 |
|
RU2196839C2 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ПО БЛАГОРОДНЫМ МЕТАЛЛАМ СВИНЦОВОГО СПЛАВА | 1995 |
|
RU2094504C1 |
Переносная печь для варки пищи и отопления в окопах, походных помещениях и т.п. | 1921 |
|
SU3A1 |
US 4734129 A, 29.03.1988 | |||
Автоматический якорь | 1948 |
|
SU76049A1 |
US 5279644 A, 18.01.1994. |
Авторы
Даты
2005-08-27—Публикация
2004-02-09—Подача