Способ переработки окисленных золотомышьяковистых руд



 


Владельцы патента RU 2485189:

Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" (RU)

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при переработке упорных окисленных золотомышьяковистых руд. В предложенном способе переработки окисленной золотомышьяковистой руды руду смешивают с золотосодержащим пиритным концентратом в весовом отношении Аs:Sобщее, равном 1:1,2-2, добавляют измельченный углеродсодержащий материал в количестве от 0,4% до 1% от исходной массы шихты и подвергают сульфидизирующему обжигу при температуре от 650°С до 700°С в интервале от 20 до 40 мин при пониженном расходе кислорода с получением огарка с максимальным содержанием золота и менее 0,03% мышьяка. Сульфидизирующий обжиг может быть осуществлен при расходе кислорода от 60% до 75% от теоретически необходимого для полного выгорания углерода и частично серы. Изобретение направлено на получение огарка, содержащего сконцентрированное и находящееся в легко извлекаемой форме золото и менее 0,03% мышьяка, из которого извлекают золота на уровне 97-99%. 1 з.п. ф-лы, 2 пр.

 

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к области переработки золотосодержащих руд, и может быть использовано при переработке упорных окисленных золотомышьяковистых руд.

Известны способы извлечения золота из сульфидных золотомышьяковистых руд, и эта техническая проблема в значительной мере решена. Напротив, технология извлечения золота из окисленных золотомышьяковистых руд, ранее считавшихся с экономической и с экологической точки зрения неперспективными, мало изучена. Повышение цены на золото и выявление промышленных запасов окисленных золотомышьяковистых руд вызвали необходимость разработки технологии их переработки, что является одной из наиболее важных проблем золотодобывающей промышленности.

Известен способ извлечения золота и мышьяка из упорной охристой руды, включающий флотацию руды с целью извлечения арсенопирита и обработку хвостов флотации раствором NaOH при отношении Ж:Т=2:1 с целью перевода скородита (Fe[AsO4]*2H2O) в раствор. Из раствора мышьяк осаждают известью с получением арсената кальция Са3(AsO4). Твердый осадок после щелочной обработки растворяют в цианистом растворе. По комбинированной схеме переработки получено сквозное извлечение золота - 72,4%, мышьяка - 88,0% (Агеенков В.А., Свистунов Н.В. Извлечение золота и мышьяка из упорной охристой руды. Известия ВУЗов. Цветная металлургия. №4, М.: 1959. С.88-96).

Основными недостатками способа являются низкие показатели по извлечению золота и мышьяка; необходимость дальнейшей переработки флотационного арсенопиритного концентрата с целью отгонки мышьяка с последующим извлечением золота известными способами из остатка; обеспечение специальных мер по безопасности при переработке арсената кальция (растворимость которого превышает в тысячи раз предельно допустимые концентрации по мышьяку), повышающее эксплуатационные расходы.

Известен способ переработки упорного золотосодержащего сульфидного сырья, заключающийся в том, что из упорного золотосодержащего сульфидного сырья предварительно удаляют серу и мышьяк двухстадийным окислительным обжигом, при котором в начале процесса в условиях ограниченного доступа кислорода удаляют мышьяк в виде As2O3, а затем при избытке кислорода - серу. Полученный продукт смешивают с флюсами, содержащими СаО и SiO2 в количествах, обеспечивающих отношение СаО к SiO2 в исходной шихте больше 1. Подготовленную таким образом шихту плавят при температуре 1250-1400°С до полного расплавления с получением шлака, затем полученный шлак охлаждают и из него извлекают золото известными способами обогащения на уровне 93% (Патент РФ №2025521, МПК С22В 11/00, опубл. 30.12.1994 г.).

Недостатками способа являются низкое извлечение золота; удаление мышьяка в виде его оксидов, требующих дальнейшей переработки; сложность технологической схемы; значительное количество последовательных операций.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому техническому результату к заявленному изобретению является способ переработки упорных золотосодержащих сульфидно-мышьяковистых руд и концентратов, включающий окислительный обжиг при температуре от 500°С до 700°С в интервале от 3 до 6 часов в зависимости от состава руды с последующим цианированием огарка. Способ применим для сульфидно-мышьяковистых руд (Масленицкий И.Н. Металлургия благородных металлов. М., Металлургия, 1972, с.256-259 - прототип).

Недостатками прототипа являются большие потери золота с хвостами цианирования (более 10%); потери связаны с длительностью процесса (3-6 часов) окислительного обжига для полного удаления мышьяка и серы в оксидных формах; оплавление материала, приводящее к экранированию частиц золота и далее к спеканию материала с получением плотных малопористых огарков; удаление мышьяка и серы в виде оксидов, загрязняющих окружающую среду; нейтрализация оксидов мышьяка и серы существующими способами сложна и связана с большими капитальными и эксплуатационными затратами.

Техническая задача, на решение которой направлено заявленное изобретение, состоит в повышении извлечения целевого металла вследствие вскрытия тонкодисперсного золота и предотвращении загрязнения окружающей среды токсичными соединениями мышьяка за счет получение нетоксичных форм мышьяка.

Поставленная техническая задача решается тем, что в способе переработки окисленных золотомышьяковистых руд, включающем сульфидизирующий обжиг руды и последующее извлечение золота из огарка, согласно предложенному изобретению руду смешивают с золотосодержащим пиритным концентратом в весовом отношении As:Sобщее, равном 1:1,2÷2, добавляют измельченный углеродсодержащий материал в количестве от 0,4% до 1% от исходной массы шихты и подвергают сульфидизирующему обжигу при температуре от 650°С до 700°С в интервале от 20 до 40 мин при пониженном расходе кислорода, при этом получают пригодный для последующего извлечения золота огарок с максимальным содержанием золота и менее 0,03% мышьяка.

Сульфидизирующий обжиг осуществляют при расходе кислорода от 60% до 75% от теоретически необходимого для полного выгорания углерода и частично серы.

Техническим результатом, достижение которого обеспечивается реализацией всей заявляемой совокупности существенных признаков способа, является получение огарка, содержащего максимальное количество полностью сконцентрированного и находящегося в легко извлекаемой форме золота, и менее 0,03% мышьяка, из которого извлекают золото на уровне 97-99%, что существенно повышает возможность максимального извлечения целевого металла из окисленных золотомышьяковистых руд и предотвращение загрязнения окружающей среды токсичными соединениями мышьяка.

Известно, что окисленные руды являются упорными из-за наличия изолирующих пленок на значительной части золотинок, состав пленок (оболочек) представлен мышьяковистыми минералами. Вследствие этого обычным цианированием не может быть достигнуто полное извлечение золота. Экспериментами установлено, что когда в упорных рудах часть золотинок покрыта охристыми гидратированными и мышьяковистыми оболочками, значительный эффект по извлечению золота известными способами в гидрометаллургии может дать предварительный окислительный обжиг руды при температуре более 700°С в течение 1 часа. При этом гидратные оболочки теряют влагу, и в них образуются трещины, по которым открывается доступ растворителя к золоту и происходит интенсивная возгонка мышьяка в виде его оксидов, что загрязняет окружающую среду и требует дальнейшей переработки.

Заявляемый способ переработки включает подготовку шихты, для чего окисленную золотомышьяковистую руду смешивают с золотосодержащим пиритным концентратом в весовом отношении As:Sобщее, равном 1:1,2÷2, и добавляют измельченный углеродсодержащий материал (графит) в количестве от 0,4% до 1% от исходной массы шихты.

Далее полученную шихту подвергают сульфидизирующему обжигу при температуре от 650°С до 700°С в интервале от 20 до 40 мин, что позволяет получить мышьяк в сульфидной форме в виде готового продукта, не требующего дальнейшей переработки и отвечающей требованиям к захоронению.

Сульфидизирующий обжиг полученной шихты проводят в трубчатых печах. Степень отгонки мышьяка составляет 98-99%. Возгоны на 70-80% представлены тетрасульфидом мышьяка в виде аморфного порошка светло-оранжевого цвета, при этом оксидных соединений мышьяка не обнаружено.

Сульфидизирующий обжиг осуществляют при пониженном расходе кислорода.

В ходе выполнения экспериментальных работ были получены результаты, показывающие, что необходимое количество кислорода для проведения сульфидизирующего обжига составляет от 60% до 75% от теоретически необходимого для полного выгорания углерода (1, 2) и частично серы (3) по следующим реакциям:

Присутствие в газах сернистого ангидрида и оксида углерода способствуют также сульфидированию мышьяковистых минералов за счет образования элементарной серы (4).

Ведение процесса при условиях избытка серы, ограниченного доступа кислорода и с добавлением углеродсодержащего материала (графита) в количестве от 0,4% до 1% от исходной массы шихты (в зависимости от вещественного состава руды) препятствуют образованию оксидов мышьяка, арсенатов и устойчивых форм арсенидов железа, отрицательно влияющих на окружающую среду, а также на процесс растворения золота, и позволяют в интервале от 20 до 40 мин получить пористые огарки с невысоким содержанием мышьяка и с максимально высоким содержанием золота для последующего его извлечения.

Из полученных в результате осуществления способа огарков известными способами в металлургии можно извлекать золото на уровне 97-99%.

Заявленное изобретение иллюстрируется следующими примерами.

Пример 1.Окисленную золотосодержащую руду состава, %: 2,72 Sобщ; 0,17 SSO4; 5,8 As; 0,1 Cu; 0,52 Pb; 46,8 SiO2; 21,7 Al2O3; 20,2 Fe2O3; 5 г/т Au смешивают с золотосодержащим пиритным концентратом (сульфидизатор) в количестве 12% от массы руды при соотношение As:Sобщее, равном 1:1,3, и измельчают до крупности -1 мм (90%) с добавлением графита (восстановитель) в количестве 0,8% от массы шихты и подвергают сульфидизирующему обжигу при температуре 680°С. Сульфидизирующий обжиг проводят в трубчатых печах при ограниченном доступе кислорода - 65% от теоретически необходимого, при котором достигается полное выгорание углерода и частично серы.

По окончании сульфидизирующего обжига стандартными методами анализа определяют остаточное содержание мышьяка в огарке, которое составляет 0,021%. Из огарка известными способами в металлургии извлекают золото на уровне 98,6%.

Пример 2.

Окисленную золотосодержащую руду Тарорского месторождения (Таджикистан) состава, %: 1,95 S; 2,4 As; 0,9 Сuобщ; 0,42 Сuокисл; 44,5 СаСО3; 37,6 SiO2; 9,6 Fe2O3; 5,0 Al2O3; от 2 до 7 г/т Au смешивают с золотосодержащим пиритным концентратом (сульфидизатор) в количестве 5% от массы руды при соотношении As:Sобщее, равном 1:1,7, и измельчают до крупности -1 мм (90%) с добавлением графита (восстановитель) в количестве 0,5% от массы шихты, и подвергают сульфидизирующему обжигу при температуре 700°С. Сульфидизирующий обжиг проводят в трубчатых печах при ограниченном доступе кислорода - 60% от теоретически необходимого, при котором извлечение мышьяка в сульфидной форме достигает 98,8%.

Из полученных огарков извлекали золото до 97,4% известными способами в металлургии.

Таким образом, преимуществами заявленного способа переработки окисленных золотомышьяковистых руд сульфидизирующим обжигом являются:

- разрушение гидратных и мышьяковистых оболочек на поверхности золотинок;

- вывод мышьяка в виде нетоксичных сульфидов, захоронение которых не потребует особых условий и больших затрат, так как они занимают малый объем и не относятся к группе сильнодействующих ядовитых веществ;

- простота технологии;

- расширение сырьевой базы золотоперерабатывающей промышленности;

- более высокие показатели извлечения золота из продуктов обжига на уровне 97-99%.

1. Способ переработки окисленной золотомышьяковистой руды, включающий сульфидизирующий обжиг руды и последующее извлечение золота из огарка, отличающийся тем, что руду смешивают с золотосодержащим пиритным концентратом в весовом отношении As:Sобщее, равном 1:1,2÷2, добавляют измельченный углеродсодержащий материал в количестве от 0,4 до 1% от исходной массы шихты и подвергают сульфидизирующему обжигу при температуре от 650 до 700°С в интервале от 20 до 40 мин при пониженном расходе кислорода с получением пригодного для последующего извлечения золота огарка с максимальным содержанием золота и менее 0,03% мышьяка.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что сульфидизирующий обжиг осуществляют при расходе кислорода от 60 до 75% от теоретически необходимого для полного выгорания углерода и частично серы.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к способу восстановления хлорида металла, в частности к способу извлечения серебра из порошкообразной смеси, содержащей хлорид серебра. .
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано при извлечении драгоценных металлов, в частности платины, из электронного лома. .

Изобретение относится к аналитической химии и может быть использовано для определения благородных металлов в природных и промышленных объектах. .
Изобретение относится к области аналитической химии благородных металлов, в частности к пробирному анализу, и может быть использовано для определения содержания золота и металлов платиновой группы в рудах и продуктах их переработки.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к извлечению золота из богатых сульфидных концентратов. .

Изобретение относится к металлургии, в частности к пробирному определению золота в рудах и концентратах. .
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано при извлечении золота из отходов электронного лома. .

Изобретение относится к способу извлечения дисперсного золота из золотосодержащего высокоглинистого минерального сырья. .
Изобретение относится к способу извлечения палладия из отходов электронного сырья. .

Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к пирометаллургической переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы.

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке сульфидных медно-никелевых материалов, содержащих металлы платиновой группы, в частности при пирометаллургической переработке никель-пирротиновых концентратов, содержащих металлы платиновой группы. Сущность способа заключается в том, что исходный материал предварительно смешивают с оксидом кальция в количестве 15-20% от массы исходного материала и расплавляют с получением штейно-шлакового расплава. Затем на его поверхность подают кремнийсодержащий сплав-коллектор в виде ферросилиция марки ФС25, коллектирующего платиновые металлы и никель. При этом медь остается в штейне. Полученный расплав подвергают выдерживке. В качестве исходного материала используют никель-пирротиновый концентрат. Кроме того, кремнийсодержащий сплав используют в измельченном виде. Технический результат заключается в повышении извлечения и концентрирования металлов платиновой группы в металлической фазе, разделении меди и никеля по продуктам плавки. 1 з.п. ф-лы, 3 табл., 4 пр.

Изобретение относится к способу переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Способ включает смешивание концентрата с карбонатом натрия, карбонатом кальция, продуктом на основе оксида железа и углеродистым восстановителем. Затем ведут плавку шихты, разделение продуктов плавки штейна и шлака и регламентированное охлаждение расплава штейна. Охлажденный штейн в слитке выдерживают на воздухе до полного измельчения саморассыпанием. Измельченный штейн выщелачивают в воде. Осадок обжигают в среде кислородсодержащего газа. Полученный огарок выщелачивают в воде с последующим отделением раствора от нерастворимого остатка, который выщелачивают в щелочной среде в присутствии цианидов щелочных металлов. Полученный после отделения кек направляют на плавку совместно с исходным сульфидным концентратом, а водный и цианистый растворы от выщелачивания огарка перерабатывают с извлечением благородных металлов. Техническим результатом является повышение извлечения благородных металлов. 4 табл., 1 пр.
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов. Способ пирометаллургического извлечения серебра из вторичного свинецсодержащего сырья включает его плавку в два этапа. На первом этапе плавят свинецсодержащее сырье при температуре от 1150°C до 1200°C, далее расплав охлаждают до температуры 400°C со скоростью охлаждения от 1950°C/час до 2050°C/час. На втором этапе расплав нагревают со скоростью от 400°C/час до 500°C/час до температуры от 1150°C до 1200°C и удаляют глет с поверхности расплава серебра. Обеспечивается повышение извлечения серебра в сплав. 1 табл., 3 пр.

Настоящее изобретение относится к способу и аппарату для извлечения драгоценных металлов. Способ непрерывного получения композиции драгоценных металлов из сырьевого материала включает в себя нагревание сырьевого материала в плазменной печи с образованием верхнего слоя шлака и нижнего слоя расплавленного металла, удаление слоя шлака, удаление слоя расплавленного металла, затвердевание удаленного слоя расплавленного металла, фрагментирование затвердевшего слоя металла с образованием фрагментов и извлечение композиции драгоценных металлов из фрагментов. При этом сырьевой материал включает в себя содержащий драгоценные металлы материал и металл-коллектор. Упомянутый металл-коллектор является металлом или сплавом, способным образовать твердый раствор, сплав или интерметаллическое соединение с одним или более драгоценными металлами. Аппарат содержит плазменную печь, разливочный стол, позволяющий проводить непрерывную разливку ванны расплавленного металла с образованием затвердевшего листа, устройство фрагментации и блок разделения для извлечения из богатого драгоценными металлами сплава фрагментов листа. Техническим результатом является обеспечение высокой степени извлечения драгоценных металлов. 3 н. и 17 з.п. ф-лы, 11 ил., 2 пр.

Изобретение относится к выделению ультрадисперсных и коллоидно-ионных благородных включений из минерального сырья и техногенных продуктов. Способ включает подачу исходного сырья на подложку и его обработку лазерным излучением с интенсивностью, достаточной для их высокоскоростного нагрева. Обработку ведут комплексным инициированием процессов полной дефрагментации путем оплавления без испарения, с последующим термокапиллярным высокоуровневым извлечением благородных включений при их агломерации до размеров, достаточных для обнаружения и выделения гравитационными методами. При этом оптимальную интенсивность источника лазерного излучения, его режим работы, скорость подачи сырья на подложку и скорость ее перемещения в области лазерного излучения устанавливают в зависимости от уровня наиболее полного переплава исходного сырья, определяемого по яркости цифровых изображений регистрируемых поперечных профилей рассеянного излучения. Установка для осуществления способа имеет цифровую камеру со щелевым коллиматором для определения яркости цифровых изображений регистрируемых поперечных профилей рассеянного излучения и устройством обратной связи с персональным компьютером. Техническим результатом является расширение минерально-сырьевой базы выделения тонкого золота и других благородных металлов. 2 н.п. ф-лы, 6 ил., 2 пр.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано на предприятиях вторичной металлургии по переработке радиоэлектронного лома и при извлечении золота или серебра из отходов радиоэлектронной промышленности. Способ включает плавку радиоэлектронных отходов в восстановительной атмосфере в присутствии диоксида кремния с получением медно-никелевого анода, содержащего от 2,5 до 5% кремния. Полученный электрод, содержащий примеси свинца от 1,3 до 2,4%, подвергают электролитическому растворению с использованием никелевого сернокислого электролита с получением шлама с благородными металлами. Техническим результатом является уменьшение потерь благородных металлов в шламе, увеличение скорости растворения за счет снижения пассивации анодов и снижение расхода электроэнергии.1 табл., 3 пр.

Изобретение относится к пирометаллургии. Способ извлечения серебра из лома серебряно-цинковых аккумуляторов, содержащих свинец, включает плавку лома при температуре нагрева 1150-1200°C, охлаждение полученного расплава со скоростью от 1950°C/час до 2050°C/час до температуры 400°C и плавку полученного охлажденного сплава при температуре нагрева 1150-1200°C. Плавку лома ведут с добавлением рафинирующего флюса в количестве 10-15% от массы лома, после охлаждения расплава отделяют цинковый шлак, а плавку охлажденного сплава ведут с добавлением покровного флюса в количестве 2-3% от массы лома с получением свинцового шлака и чернового серебра. В качестве рафинирующего флюса используют смесь карбоната натрия и кремнезема, а в качестве покровного флюса используют смесь хлорида магния и хлорида натрия. Обеспечивается повышение содержания серебра в черновом сплаве и уменьшение потерь серебра. 2 табл., 2 пр.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов. Отработанные катализаторы на носителях из оксида алюминия шихтуют с флюсами, плавят полученную шихту на металлический коллектор при температуре 1500÷1800°C в несколько стадий со сливом после каждой стадии образовавшегося шлака и плавлением очередной порции шихты на коллекторе от предыдущей плавки с выделением сплава платиновых металлов с коллектором. В качестве флюсов используют отходы и промпродукты аффинажного производства, состоящие из шлаков, пылей вентиляционных систем и солей от упаривания маточных растворов, при соотношении, мас. ч.: отработанные катализаторы : шлаки : пыли вентиляционных систем : соли от упаривания маточных растворов = 1 : 0,5÷1,5 : не более 0,3 : не более 0,3. Обеспечивается повышение степени извлечения металлов платиновой группы, в том числе из отходов с низким содержанием благородных металлов. 1 з.п. ф-лы, 2 табл., 2 пр.
Наверх