RU2755136C1 - Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace - Google Patents

Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace Download PDF

Info

Publication number
RU2755136C1
RU2755136C1 RU2020143724A RU2020143724A RU2755136C1 RU 2755136 C1 RU2755136 C1 RU 2755136C1 RU 2020143724 A RU2020143724 A RU 2020143724A RU 2020143724 A RU2020143724 A RU 2020143724A RU 2755136 C1 RU2755136 C1 RU 2755136C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
melt
slag
gold
furnace
alloy
Prior art date
Application number
RU2020143724A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Александр Николаевич Канцуров
Владимир Ильич Лазарев
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС"
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 "Группа КАНЕКС" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС"
Priority to RU2020143724A priority Critical patent/RU2755136C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2755136C1 publication Critical patent/RU2755136C1/en

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
    • C22B5/00General methods of reducing to 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

FIELD: melting.
SUBSTANCE: invention relates to a method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a Vanyukov furnace. The method includes loading a charge onto a melt bubbled by combustion products of natural gas in excess of an oxygen-air mixture, oxidation of sulfides, dissolution of oxides with the formation of a slag melt, separation of a gold alloy from the slag on a furnace hearth, and its periodic release through a hole, as well as uninterrupted discharge of the slag into a storage tank, removal of waste gases, while melting is carried out without the formation of a collecting phase at a temperature of 1300-1600°C, maintaining the melt in the liquid state and the viscosity of the melt in the range of specified temperatures of no more than 3 Pa⋅s, with the release of the gold alloy into an independent phase, which is collected at the furnace hearth, and the periodic release of a Dore alloy through the hole.
EFFECT: obtaining of the Dore alloy in one stage is achieved.
3 cl

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способам переработки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи Ванюкова, например, кварцевой руды с низким содержанием сульфида железа и сульфидов цветных металлов, в процессе плавки в расплаве.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to methods of processing quartz low-sulfide gold-bearing ore in a Vanyukov furnace, for example, quartz ore with a low content of iron sulfide and non-ferrous metal sulfides, in the process of smelting in the melt.

Известен способ извлечения благородных металлов из гравитационных силикатных концентратов, содержащих золото и серебро (патент RU № 2221062, С22В 11/02 с приоритетом от 08.04.2002), позволяющий перерабатывать дисперсные гравитационные и флотационные концентраты с высоким извлечением меди, золота и серебра в штейн с одновременным образованием силикатного шлака. Недостатком данного способа является получение золота в штейне с необходимостью последующим его конвертированием, производством черновой меди, анодной меди, электролизом анодной меди и получение шлама, содержащего золото с его последующим обогащением и плавкой. There is a known method of extracting precious metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver (patent RU No. 2221062, C22B 11/02 with a priority of 08.04.2002), which makes it possible to process dispersed gravity and flotation concentrates with high recovery of copper, gold and silver into matte with simultaneous formation of silicate slag. The disadvantage of this method is the production of gold in matte with the need for its subsequent conversion, the production of blister copper, anode copper, electrolysis of anode copper and the production of sludge containing gold with its subsequent enrichment and smelting.

Наиболее близким по технической сути и достигаемому результату является способ Известен способ обработки силикатной руды, содержащей золото и серебро (патент JP № 62182229А, Sumitomo Metal Mining Co Ltd., опубликованный 10.08.1987), 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 медесодержащий материал типа черновой меди или твердого штейна, затем руду с добавками флюса и медесодержащего материала плавят, в результате чего не менее 98% серебра и золота переходят в расплавленную медь или штейн, которые отделяют от шлака.The closest in technical essence and the achieved result is the method. The known method of processing silicate ore containing gold and silver (patent JP No. 62182229A, Sumitomo Metal Mining Co Ltd., published 10.08.1987), according to which to silicate ore containing gold and silver, add as a flux at least one compound such as calcium oxide, iron oxide and materials containing these oxides, in an amount that ensures the basicity of the slag in the subsequent melting of 0.45-0.70, simultaneously with the flux, a copper-containing material such as blister copper is added to the ore or solid matte, then the ore with the addition of flux and copper-containing material is smelted, as a result of which at least 98% of silver and gold pass into molten copper or matte, which is separated from the slag.

Недостатком данного способа является необходимость последующей переработки меди или штейна с выделением золота и серебра в шлам, и его плавка на сплав Доре.The disadvantage of this method is the need for subsequent processing of copper or matte with the release of gold and silver in the slurry, and its smelting on the Dore alloy.

Цель изобретения повышение извлечения драгоценных и платиновых металлов.The purpose of the invention is to increase the extraction of precious and platinum metals.

Сущность способа плавки заключается в плавки КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ в печи Ванюкова на сплав Доре и отвальный шлак без использования извлекающей (колектирующей) фазы. В печи производят плавку КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ с использованием природного газа и кислородосодержащего дутья, обеспечивая получение сплава Доре и шлака содержание драгоценных металлов который соответствует отвальному. Задачей изобретения является создание непрерывного высокопроизводительного способа переработки КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ, содержащей золото, с получением сплава Доре без использования коллектора (извлекающей фазы). Техническим результатом способа является получение сплава Доре в одну стадию.The essence of the smelting method consists in smelting QUARTZ LOW-SULFIDE GOLD-CONTAINING ORE in a Vanyukov furnace for Dore alloy and dump slag without using the extracting (collecting) phase. The furnace is used to smelt QUARTZ LOW-SULFIDE GOLD-CONTAINING ORE using natural gas and oxygen-containing blast, providing a Dore alloy and slag with a content of precious metals that corresponds to the dump. The objective of the invention is to create a continuous high-performance method for processing QUARTZ low-SULFIDE GOLD-CONTAINING ORE, containing gold, to obtain a Dore alloy without the use of a collector (extraction phase). The technical result of the method is to obtain a Dore alloy in one stage.

Задача изобретения достигается тем, что способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи Ванюкова, включает загрузку шихты на барбатируемый продуктами сгорания природного газа в избытке кислородовоздушной смеси, расплав, окисление сульфидов, растворение окислов с образованием расплава шлака, отделение золотого сплава от шлака на подину печи и периодический его выпуск через шпур, а также непрерывную выдачу шлака в накопитель, отвод отходящих газов, при этом плавку ведут без образования коллектирующей фазы при температуре 1300-1600°С, поддерживающей расплав в жидком состоянии и вязкости расплава в интервале указанных температур не более 3 Па⋅с, с выделением сплава золота в самостоятельную фазу, собирающуюся на подине печи, и периодическим выпуском сплава Доре через шпур.The objective of the invention is achieved by the fact that the method of continuous smelting of quartz low-sulphide gold-bearing ore in a Vanyukov furnace includes loading a charge onto an excess oxygen-air mixture bubbling with natural gas combustion products, melt, oxidation of sulphides, dissolution of oxides with the formation of a slag melt, separation of a gold alloy from the slag into the bottom furnaces and its periodic release through the borehole, as well as continuous delivery of slag into the storage, removal of exhaust gases, while melting is carried out without the formation of a collecting phase at a temperature of 1300-1600 ° C, which maintains the melt in a liquid state and the viscosity of the melt in the range of these temperatures is not more 3 Pa⋅s, with the release of the gold alloy into an independent phase, collecting at the hearth of the furnace, and the periodic release of the Dore alloy through the borehole.

В предпочтительном варианте крупность загружаемой руды не должна превышать 40 мм. Предпочтительно также, когда (для снижения вязкости и температуры плавления) в руду вводят добавку в качестве флюса, по крайней мере, одного из соединений, таких как оксид кальция, оксид железа и содержащие эти оксиды материалы.In a preferred embodiment, the size of the charged ore should not exceed 40 mm. It is also preferable when (to reduce the viscosity and melting point) an additive is introduced into the ore as a flux of at least one of the compounds, such as calcium oxide, iron oxide and materials containing these oxides.

В способе переработки КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ в печи Ванюкова, получаем сплав Доре и отвальный шлак, согласно изобретению в печи получают сплав Доре (на подине печи), а шлак продувают продуктами сжигания природного газа с содержанием кислорода не менее 65%, при коэффициенте расхода кислорода α=1,1 при температуре 1300-1600°С.In the method of processing QUARTZ LOW-SULFIDE GOLD-CONTAINING ORE in the Vanyukov furnace, we obtain the Dore alloy and dump slag, according to the invention, the Dore alloy is obtained in the furnace (at the bottom of the furnace), and the slag is blown through with products of natural gas combustion with an oxygen content of at least 65%, with an oxygen consumption coefficient α = 1.1 at a temperature of 1300-1600 ° C.

В печи Ванюкова происходит плавка КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ с выделение сплава Доре и отделением его от шлака, за счет интенсивного перемешивания капли сплава укрупняются и за счет большой разности в плотности отделяются и оседают на подине печи. Обеднение шлака происходит, так же, за счет непрерывной промывки свежими порциями металла при его непрерывном поступлении с КВАРЦЕВОЙ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДОЙ через загрузочное устройство.In the Vanyukov furnace, quartz low-sulfide gold-containing ore is melted with the release of the Dore alloy and its separation from the slag, due to intensive mixing, the alloy drops become larger and due to the large difference in density they separate and settle on the bottom of the furnace. Slag depletion also occurs due to continuous flushing with fresh portions of metal with its continuous supply with QUARTZ MAL-SULFIDE GOLD-CONTAINING ORE through the loading device.

Целью изобретения является получение сплава Доре в одну стадию без использования извлекающей фазы. В расплав подают шихту, состоящую из кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды крупностью до 40 мм, а расплав надфурменной зоны барбатируют продуктами сгорания природного газа в кислородосодержащем газе с содержанием кислорода от 65 об. % и до 95 об. % и его расходе в дутье 40-200 нм3/ч на 1 м3 расплава надфурменной зоны и плавку ведут при удельном расходе шихты от 1 до 7 т/ч на 1 м2 площади печи в области фурм.The aim of the invention is to obtain a Dore alloy in one stage without using a recovery phase. A charge consisting of quartz low-sulphide gold-bearing ore with a size of up to 40 mm is fed into the melt, and the melt of the tuyere zone is bubbled with natural gas combustion products in an oxygen-containing gas with an oxygen content of 65 vol. % and up to 95 vol. % and its consumption in the blast is 40-200 nm 3 / h per 1 m 3 of the melt of the tuyere zone and melting is carried out at a specific consumption of the charge from 1 to 7 t / h per 1 m 2 of the furnace area in the area of the tuyeres.

Пример 1. В печь Ванюкова в области фурм загружали шихту. Продувка осуществлялась техническим кислородом и воздухом с обогащением 85,0%. Разделение сплава и шлака происходило в под фурменной зоне. Шлак через сифон непрерывно перетекает в накопитель. Состав шихты: 32,4% SiO 3,8%, Аl2O3; 5,98% СаО, 26,6% Feo6щ; 1,3% K2O; 1,62% Na2O; 0,17% MgO; 0,0063% S; 0,001% As; 0,002% Sb; 0,64% Cu; 3,18% Mn; 24,3 прочих; 3,88 г/т Au; 2,02 г/т Ag подвергают плавке с получение сплава Доре состава 65,76% золота и 34,24% серебра и шлак содержащий 0,076 г/т золота и 0,04 г/т серебра, а также 37,81% SiO2, 4,43% А12O3; 6,96% СаО, 31,04% Feo6щ, 1,52% K2O; 1,89% Na2O; 0,2% MgO; 0,001% Sb; 0,75% Сu; 3,71% Mn; 11,67% прочих. Образованный шлак непрерывно выводится из печи через сифон в накопитель.Example 1. A charge was loaded into the Vanyukov furnace in the area of the tuyeres. The blowing was carried out with technical oxygen and air with an enrichment of 85.0%. The separation of the alloy and slag took place in the under tuyere zone. Slag through the siphon continuously flows into the storage. The composition of the charge: 32.4% SiO 3.8%, Al 2 O 3 ; 5.98% CaO, 26.6% Fe o6sh ; 1.3% K 2 O; 1.62% Na 2 O; 0.17% MgO; 0.0063% S; 0.001% As; 0.002% Sb; 0.64% Cu; 3.18% Mn; 24.3 others; 3.88 g / t Au; 2.02 g / t Ag is smelted to obtain a Dore alloy with a composition of 65.76% gold and 34.24% silver and a slag containing 0.076 g / t gold and 0.04 g / t silver, as well as 37.81% SiO 2 , 4.43% A1 2 O 3 ; 6.96% CaO, 31.04% Fe o6sh , 1.52% K 2 O; 1.89% Na 2 O; 0.2% MgO; 0.001% Sb; 0.75% Cu; 3.71% Mn; 11.67% others. The formed slag is continuously discharged from the furnace through a siphon to a storage tank.

При необходимости, состав руды может корректироваться флюсом (может выступать известняк, окисленное железо-руда, известь и другие руды и минералы, содержащие окислы или карбонаты кальция и окислы железа) или включающий добавку в качестве флюса по крайней мере одного из соединений, таких, как оксид кальция, оксид железа и содержащие эти оксиды материалов для получения жидкотекучего шлака в пределах температур 1300-1600°С и вязкости не более 3 Па⋅с.If necessary, the composition of the ore can be adjusted with a flux (limestone, oxidized iron ore, lime and other ores and minerals containing calcium oxides or carbonates and iron oxides can be used) or including an additive as a flux of at least one of the compounds, such as calcium oxide, iron oxide and materials containing these oxides for obtaining a fluid slag within the temperature range of 1300-1600 ° C and a viscosity of not more than 3 Pa⋅s.

Перерабатываемую шихту крупностью 40 мм и менее загружают через сводовые загрузочные устройства на барбатируемый, продуктами сгорания природного газа в избытке кислорода воздушной смеси, расплава, со степенью обогащения не менее 85 об. %, и его расходе в дутье 600-1400 нм3/ч на 1 м2 расплава надфурменной зоны и плавку ведут при удельном расходе шихты от 1 до 7 т/ч на 1 м2 площади печи в области фурм. Плавку ведут при температуре 1300-1600°С поддерживающей расплав в жидкотекучем состоянии и вязкости расплава в интервале указанных температур не более 3 Па⋅с.The processed charge with a particle size of 40 mm or less is loaded through the roof loading devices onto the air mixture, melt, with a degree of enrichment of at least 85 vol. %, and its consumption in the blast is 600-1400 nm 3 / h per 1 m 2 of the melt of the tuyere zone and melting is carried out at a specific consumption of the charge from 1 to 7 t / h per 1 m 2 of the furnace area in the area of the tuyeres. Melting is carried out at a temperature of 1300-1600 ° C, which maintains the melt in a fluid state and the viscosity of the melt in the range of these temperatures not exceeding 3 Pa⋅s.

Пример 2. В печь Ванюкова загружают шихту состава 54,4% SiO2, 7,85%, Аl2O3; 15,00% СаО, 26,6% Feo6щ; 3% K2O; 1,62% Na2O; 0,09% MgO; 0,0005% S; 0,001% As; 0,001% Sb; 0,64% Cu; 1,59% Mn; 2,93 прочих; 11,61 г/т Au; 2,51 г/т Ag подвергают плавке с получением сплава Доре состава 82,24% золота и 17,76% серебра и шлак содержащий 0,23 г/т золота и 0,05 г/т серебра, а также 53,99% SiO2, 8,09% Аl2O3; 15,46% СаО, 13,7% Fеобщ, 3,1% K2O; 0,58% Na2O; 0,09% MgO; 0,000% Sb; 0,33% Сu; 1,64% Mn; 3,02% прочих. Образованный шлак непрерывно выводится из печи, через сифон в накопитель.Example 2. A charge of the composition 54.4% SiO 2 , 7.85%, Al 2 O 3 is loaded into the Vanyukov furnace; 15.00% CaO, 26.6% Fe o6sh ; 3% K 2 O; 1.62% Na 2 O; 0.09% MgO; 0.0005% S; 0.001% As; 0.001% Sb; 0.64% Cu; 1.59% Mn; 2.93 others; 11.61 g / t Au; 2.51 g / t Ag is smelted to obtain a Dore alloy with a composition of 82.24% gold and 17.76% silver and a slag containing 0.23 g / t gold and 0.05 g / t silver, as well as 53.99% SiO 2 , 8.09% Al 2 O 3 ; 15.46% CaO, 13.7% Fe total , 3.1% K 2 O; 0.58% Na 2 O; 0.09% MgO; 0.000% Sb; 0.33% Cu; 1.64% Mn; 3.02% others. The formed slag is continuously discharged from the furnace through a siphon to the storage.

Перерабатываемую шихту крупностью 40 мм и менее загружают через сводовые загрузочные устройства на барбатируемый продуктами сгорания природного газа в кислорода воздушной смеси расплава со степенью обогащения 85 об. %, и его расходе в дутье 600-1400 нм3/ч на 1 м2 расплава надфурменной зоны и плавку ведут при удельном расходе шихты от 1 до 7 т/ч на 1 м2 площади печи в области фурм. Плавку ведут при температуре 1300-1600°С, поддерживающей расплав в жидкотекучем состоянии и вязкости расплава в интервале указанных температур не более 3 Па⋅с.The processed charge with a particle size of 40 mm or less is loaded through the roof loading devices onto the air mixture of the melt with a degree of enrichment of 85 vol. %, and its consumption in the blast is 600-1400 nm 3 / h per 1 m 2 of the melt of the tuyere zone and melting is carried out at a specific consumption of the charge from 1 to 7 t / h per 1 m 2 of the furnace area in the area of the tuyeres. Melting is carried out at a temperature of 1300-1600 ° C, which maintains the melt in a fluid state and the viscosity of the melt in the range of these temperatures not exceeding 3 Pa⋅s.

Пример 3. В печь Ванюкова загружают шихту состава; 72,4% SiO2; 11,9% Аl2O3; 3,4% СаО, 5,53% щелочных металлов K2O+Na2O; 6,77 прочих; 19,35 г/т Аu; 2,99 г/т Ag, и флюс состава 32,4% SiO2, 3,8%, Аl2O3; 5,98% СаО, 26,6% Feo6щ; 1,3% K2O; 1,62% Na2O; 0,17% MgO; 0,0063% S; 0,001% As; 0,002% Sb; 0,64% Cu; 3,18% Mn; 24,3 прочих; 3,88 г/т Au; 2,02 г/т Ag подвергают плавке в соотношении 60/30% с получение сплава Доре состава 83,50% золота и 16,50% серебра и шлак содержащий 0,26 г/т золота и 0,052 г/т серебра, а также 56,4% SiO2, 8,66% Аl2О3; 12,68% СаО, 10,64% Feo6щ, 3,0% K2O; 0,96% Na2O; 0,09% MgO; 7,59% прочих. Образованный шлак непрерывно выводится из печи, через сифон в накопитель.Example 3. In the Vanyukov furnace load the charge composition; 72.4% SiO 2 ; 11.9% Al 2 O 3 ; 3.4% CaO, 5.53% alkali metals K 2 O + Na 2 O; 6.77 others; 19.35 g / t Au; 2.99 g / t Ag, and flux composition 32.4% SiO 2 , 3.8%, Al 2 O 3 ; 5.98% CaO, 26.6% Fe o6sh ; 1.3% K 2 O; 1.62% Na 2 O; 0.17% MgO; 0.0063% S; 0.001% As; 0.002% Sb; 0.64% Cu; 3.18% Mn; 24.3 others; 3.88 g / t Au; 2.02 g / t Ag is smelted at a ratio of 60/30% to obtain a Dore alloy with a composition of 83.50% gold and 16.50% silver and a slag containing 0.26 g / t gold and 0.052 g / t silver, as well as 56.4% SiO 2 , 8.66% Al 2 O 3 ; 12.68% CaO, 10.64% Fe o6sh , 3.0% K 2 O; 0.96% Na 2 O; 0.09% MgO; 7.59% others. The formed slag is continuously discharged from the furnace through a siphon to the storage.

Пример 4. При расходе кислорода 1400 нм3/ч на 1 м2 расплава надфурменной зоны и загрузке шихты 1 т/ч на 1 м2 площади печи в области фурм получить температуру расплава выше 1600°С и вязкость менее 1 Па⋅с не представляется возможным.Example 4. At an oxygen consumption of 1400 nm 3 / h per 1 m 2 of the melt of the supra-tuyere zone and a charge of 1 t / h per 1 m 2 of the furnace area in the area of the tuyeres, it is not possible to obtain a melt temperature above 1600 ° C and a viscosity of less than 1 Pa⋅s possible.

Пример 5. При расходе менее 600 нм3/ч на 1 м2 расплава надфурменной зоны и загрузке шихты 1 т/ч на 1 м площади печи в области фурм получить температуру расплава выше 1300°С и вязкость менее 3 Па⋅с не представляется возможным.Example 5. At a flow rate of less than 600 nm 3 / h per 1 m 2 of the melt of the tuyere zone and a charge of 1 t / h per 1 m of the furnace area in the area of the tuyeres, it is not possible to obtain a melt temperature above 1300 ° C and a viscosity of less than 3 Pa⋅s ...

Пример 6. При вязкости расплава более 3 Па⋅с увеличиваются потери золота со шлаком.Example 6. When the viscosity of the melt is more than 3 Pa⋅s, the loss of gold with slag increases.

Пример 7. При обогащении менее 65 об. % и загрузке шихты 1 т/ч на 1 м2 площади печи в области фурм температура снижается менее 1300°С, а вязкость увеличивается более 3 Па⋅с, что приводит к увеличению потерь золота со шлаком.Example 7. When enrichment is less than 65 vol. % and a charge load of 1 t / h per 1 m 2 of the furnace area in the area of the tuyeres, the temperature decreases to less than 1300 ° C, and the viscosity increases by more than 3 Pa⋅s, which leads to an increase in the loss of gold with slag.

Claims (3)

1. Способ непрерывной плавки кварцевой малосульфидной золотосодержащей руды в печи Ванюкова, включающий загрузку шихты на барбатируемый продуктами сгорания природного газа в избытке кислородовоздушной смеси расплав, окисление сульфидов, растворение окислов с образованием расплава шлака, отделением золотого сплава от шлака на подину печи, и периодическим его выпуском через шпур, а также непрерывной выдачи шлака в накопитель, отводом отходящих газов, отличающийся тем, что плавку ведут без образования коллектирующей фазы при температуре 1300-1600°С, поддерживающей расплав в жидком состоянии и вязкости расплава в интервале указанных температур не более 3 Па⋅с, с выделением золотого сплава в самостоятельную фазу, собирающуюся на подине печи, и периодическим выпуском сплава Доре через шпур.1. A method of continuous smelting of low-sulphide quartz gold-bearing ore in a Vanyukov furnace, including charging a charge onto a melt bubbling with combustion products of natural gas in an excess of an oxygen-air mixture, oxidizing sulphides, dissolving oxides with the formation of a slag melt, separating the gold alloy from the slag at the bottom of the furnace, and periodically discharge through a borehole, as well as continuous discharge of slag into a storage tank, discharge of exhaust gases, characterized in that melting is carried out without the formation of a collecting phase at a temperature of 1300-1600 ° C, which maintains the melt in a liquid state and the viscosity of the melt in the range of specified temperatures not exceeding 3 Pa ⋅с, with the release of the gold alloy into an independent phase, collecting at the bottom of the furnace, and the periodic release of the Dore alloy through the borehole. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для увеличения извлечения сплава Доре и снижения затрат на дробление и измельчение крупность загружаемой руды не должна превышать 40 мм.2. The method according to claim. 1, characterized in that to increase the recovery of the Dore alloy and reduce the cost of crushing and grinding, the size of the loaded ore should not exceed 40 mm. 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что при необходимости получения жидкотекучего шлака с вязкостью не более 3 Па⋅с к руде вводят добавку в качестве флюса, по крайней мере, одного из соединений, таких как оксид кальция, оксид железа и содержащие эти оксиды материалы.3. The method according to claim 1, characterized in that, if it is necessary to obtain a fluid slag with a viscosity of not more than 3 Pa these oxides are materials.
RU2020143724A 2020-12-29 2020-12-29 Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace RU2755136C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2020143724A RU2755136C1 (en) 2020-12-29 2020-12-29 Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2020143724A RU2755136C1 (en) 2020-12-29 2020-12-29 Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2755136C1 true RU2755136C1 (en) 2021-09-13

Family

ID=77745502

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2020143724A RU2755136C1 (en) 2020-12-29 2020-12-29 Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2755136C1 (en)

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS62182229A (en) * 1986-02-07 1987-08-10 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Treatment of silicate ore containing gold and silver
RU2055922C1 (en) * 1994-03-24 1996-03-10 Акционерное общество закрытого типа Научно-технический центр "Сурьма" Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material
RU2156820C1 (en) * 1999-03-29 2000-09-27 Акционерное общество "Иргиредмет" Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals
RU2164538C1 (en) * 2000-06-15 2001-03-27 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Method of processing materials containing platinum metals and carbon reducing agent
RU2215802C2 (en) * 2001-12-27 2003-11-10 Открытое акционерное общество "Иргиредмет" Method of processing concentrates containing noble metals
RU2221062C1 (en) * 2002-04-08 2004-01-10 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver
RU2316606C1 (en) * 2006-04-25 2008-02-10 Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals
RU2346064C1 (en) * 2007-06-26 2009-02-10 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Processing method of golden-antimonial-arsenical sulphide concentrates

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS62182229A (en) * 1986-02-07 1987-08-10 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Treatment of silicate ore containing gold and silver
RU2055922C1 (en) * 1994-03-24 1996-03-10 Акционерное общество закрытого типа Научно-технический центр "Сурьма" Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material
RU2156820C1 (en) * 1999-03-29 2000-09-27 Акционерное общество "Иргиредмет" Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals
RU2164538C1 (en) * 2000-06-15 2001-03-27 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Method of processing materials containing platinum metals and carbon reducing agent
RU2215802C2 (en) * 2001-12-27 2003-11-10 Открытое акционерное общество "Иргиредмет" Method of processing concentrates containing noble metals
RU2221062C1 (en) * 2002-04-08 2004-01-10 Государственное учреждение Институт металлургии Уральского отделения РАН Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver
RU2316606C1 (en) * 2006-04-25 2008-02-10 Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals
RU2346064C1 (en) * 2007-06-26 2009-02-10 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Processing method of golden-antimonial-arsenical sulphide concentrates

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Anderson The metallurgy of antimony
RU2476611C2 (en) Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value
RU2510419C1 (en) Method of making blister copper directly from copper concentrate
Jones South Africca
CN102181662A (en) Smelting method of low-sulfur copper concentrate
CN111118303A (en) Method for preparing zinc hypoxide by oxygen pressure leaching of zinc smelting solid waste slag
CN103266225A (en) Side-blown furnace reduction smelting technology for lead anode mud
CN102586618A (en) Process of smelting iron pyrite
US4741770A (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
RU2316606C1 (en) Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals
CA1279198C (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
ES2964992T3 (en) Improved copper casting procedure
US5492554A (en) Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials
CA2095436A1 (en) Direct sulphidization fuming of zinc
RU2755136C1 (en) Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace
Yannopoulos Control of copper losses in reverberatory slags—a literature review
RU2219264C2 (en) Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals
RU2055922C1 (en) Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material
US4274868A (en) Recovery of tin from ores or other materials
US5443614A (en) Direct smelting or zinc concentrates and residues
RU2347994C2 (en) Furnace for continuous melting of sulphide materials in molten pool
RU2308495C1 (en) Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides
RU2785796C1 (en) Method for processing arsenic-containing dust of non-ferrous metallurgy
CN113584322B (en) Smelting method and smelting system for copper-lead-zinc containing concentrate
RU2171856C1 (en) Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron