RU2221062C1 - Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро - Google Patents
Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро Download PDFInfo
- Publication number
- RU2221062C1 RU2221062C1 RU2002109130/02A RU2002109130A RU2221062C1 RU 2221062 C1 RU2221062 C1 RU 2221062C1 RU 2002109130/02 A RU2002109130/02 A RU 2002109130/02A RU 2002109130 A RU2002109130 A RU 2002109130A RU 2221062 C1 RU2221062 C1 RU 2221062C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- slag
- concentrates
- gold
- drying
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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.
Description
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.
- 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%.
Claims (8)
1. Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро, включающий 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, отличающийся тем, что 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 кальция и/или гидроксида кальция и серной кислоты, и углеродистый восстановитель.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что добавку флотационного концентрата проводят путем перемешивания пульп гравитационного и флотационного концентратов с последующим сгущением, отстаиванием и/или фильтрацией, затем сушкой сгущенной смеси концентратов, смешением с другими добавками и окускованием с последующим упрочнением выдержкой окускованного материала в естественных условиях и окончательной сушкой и плавят на штейн и шлак.
3. Способ по п.2, отличающийся тем, что сушку смеси концентратов проводят до остаточного содержания влаги 25-30%.
4. Способ по п.2 или 3, отличающийся тем, что окускование проводят путем окомкования и/или брикетирования.
5. Способ по любому из пп.2-4, отличающийся тем, что выдержку окускованного материала в естественных условиях проводят в течение 8 ч.
6. Способ по любому из пп.2-5, отличающийся тем, что сушку окускованного материала после выдержки проводят до влажности 2-3%.
7. Способ no любому из пп.1-5, отличающийся тем, что сушку смеси концентратов, смешение с другими добавками и окомкование совмещают в одном агрегате.
8. Способ по любому из пп.1-5, отличающийся тем, что окускованный материал после выдержки в естественных условиях подвергают термообработке в противотоке горячих газов из плавильного агрегата с последующей загрузкой горячего огарка в плавильный агрегат.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2002109130/02A RU2221062C1 (ru) | 2002-04-08 | 2002-04-08 | Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2002109130/02A RU2221062C1 (ru) | 2002-04-08 | 2002-04-08 | Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2002109130A RU2002109130A (ru) | 2003-12-10 |
RU2221062C1 true RU2221062C1 (ru) | 2004-01-10 |
Family
ID=32090930
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2002109130/02A RU2221062C1 (ru) | 2002-04-08 | 2002-04-08 | Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2221062C1 (ru) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104831084A (zh) * | 2015-03-30 | 2015-08-12 | 唐志宇 | 从氧化铁类包裹难处理尾矿中提金的方法 |
RU2755136C1 (ru) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи ванюкова |
-
2002
- 2002-04-08 RU RU2002109130/02A patent/RU2221062C1/ru not_active IP Right Cessation
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104831084A (zh) * | 2015-03-30 | 2015-08-12 | 唐志宇 | 从氧化铁类包裹难处理尾矿中提金的方法 |
CN104831084B (zh) * | 2015-03-30 | 2017-03-15 | 唐志宇 | 从氧化铁类包裹难处理尾矿中提金的方法 |
RU2755136C1 (ru) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи ванюкова |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU2008257833B2 (en) | Method for the valorisation of zinc- and sulphate-rich residue | |
CN102534188B (zh) | 利用高杂质硫酸渣生产铁球团矿并富集有价金属的方法 | |
CN105861851A (zh) | 一种铂族金属二次资源高效富集的方法 | |
CN103695650A (zh) | 一种熔炼废铅蓄电池含铅膏泥的方法 | |
CN102242253A (zh) | 一种贫锡中矿的处理及回收炼铁原料的方法 | |
CN109371252A (zh) | 一种火法与湿法联合处理炼锑砷碱渣的装置及方法 | |
KR20080022545A (ko) | 아연 침출 잔류물에서 유가 금속을 분리하는 방법 | |
US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
CA2714575A1 (en) | Process for manufacturing prefluxed metal oxide from metal hydroxide and metal carbonate precursors | |
CN106086437B (zh) | 湿法锌冶炼渣的直接还原的方法和*** | |
CN101812594A (zh) | 一种用鼓风炉同时熔炼水解渣、硫铁矿和锌窑渣的方法 | |
US7871454B2 (en) | Chemical process for recovery of metals contained in industrial steelworks waste | |
CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
RU2221062C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро | |
US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
JP4355334B2 (ja) | 銅製錬の操業方法 | |
JPH07197142A (ja) | 高品位ニッケルマットを少なくとも部分的に高温冶金で精製したニッケル含有原料から生成する方法 | |
CN112176202A (zh) | 一种采用富氧侧吹有柱熔炼的锑冶炼方法 | |
CA1177257A (en) | Method for processing sulphidic zinc ores | |
CN112143908A (zh) | 一种处理复杂金矿的冶炼工艺 | |
RU2055922C1 (ru) | Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы | |
WO2009052580A1 (en) | Production of nickel | |
CN111979423A (zh) | 一种利用石膏渣强化回收铜熔炼渣中有价金属的方法 | |
CN109022811B (zh) | 一种黄铁矿烧渣回转窑提炼铅的方法 | |
CN209178447U (zh) | 火法与湿法联合处理炼锑砷碱渣的装置 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090409 |