RU2221062C1 - Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver - Google Patents
Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver 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
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 43
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 34
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 31
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 25
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 25
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 10
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title abstract description 4
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 33
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 33
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 28
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 23
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 22
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 14
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims abstract description 13
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 13
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 13
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 11
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 8
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 7
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims abstract description 6
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 6
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 4
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims abstract description 4
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 4
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims abstract description 3
- 239000003818 cinder Substances 0.000 claims abstract description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 3
- 230000008719 thickening Effects 0.000 claims abstract description 3
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 claims abstract 2
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 16
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims description 16
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 8
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 6
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 claims description 4
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 4
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 2
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 claims 2
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 claims 2
- 235000011132 calcium sulphate Nutrition 0.000 claims 2
- 238000001727 in vivo Methods 0.000 claims 2
- 239000001175 calcium sulphate Substances 0.000 claims 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 abstract description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 12
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 6
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 4
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005267 amalgamation Methods 0.000 description 2
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 2
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 2
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical class [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002679 ablation Methods 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 1
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- LRKMVRPMFJFKIN-UHFFFAOYSA-N oxocalcium hydrate Chemical compound [O].O.[Ca] LRKMVRPMFJFKIN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 1
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 230000007306 turnover Effects 0.000 description 1
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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. The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous metals, and more precisely, to the field of producing gold and silver from flotation and gravity concentrates extracted during the processing of gold-bearing ores in which gold is present in the form of a solution in sulfides, as well as in the form of native.
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. In the processing of such ores, gravity and flotation concentrates are sequentially separated by gravity and then flotation methods. Mostly native gold and silver go into the gravity concentrate, and gold and silver dissolved in copper and iron sulfides pass into the flotation concentrate. The waste rock of concentrates is represented by silicates and aluminosilicates. Subsequently, gold is extracted from the gravity concentrate at the processing plant by the amalgamation method. The flotation concentrate is sent to the smelter, in which gold and silver are released during the electrolysis of copper. The amalgamation method is extremely dangerous because it is associated with the use of mercury. Processing of flotation concentrate in the smelting industry is associated with significant losses of gold and silver due to dilution of the product in a significant amount of copper sulfide raw materials. For this reason, the cost of gold and silver in flotation concentrate is significantly lower than the real value of these metals. Known (see Plaksin I. N. Metallurgy of noble metals. - M .: Metallurgizdat, 1958, p. 147-222, p. 293-328) methods for the extraction of gold and silver by hydrometallurgical methods. These methods are distinguished by their long duration and the formation of significant quantities of toxic solutions or gases.
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. It is known (see Maslenitsky I.N. et al. Metallurgy of precious metals. - M.: Metallurgy, 1987, p. 294-296) that gold and silver are well recovered by pyrometallurgical methods of processing gravity concentrates by smelting them with the release of metallic lead or metallic copper, which serve as collectors of noble metals, as well as slag, into which the components of gangue pass. In these methods, it is possible to obtain a collector (lead, copper) with a significantly higher content of gold and silver than in copper smelting, which facilitates and accelerates their further extraction. The disadvantages of these methods are the use of an expensive and toxic reagent - lead or its compounds, expensive copper or its compounds, the use of expensive reagents (glass, soda, borax) to obtain slag with a low melting point, as well as the need for preliminary removal of sulfur.
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. The closest analogue of the invention is a method of processing silicate ore containing gold and silver (Japan Patent, Sumitomo Metal Mining Co Ltd., on the application 61-25471, etc. 07.02.1986, op. 10.08.1987,
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.The disadvantages of the closest analogue are:
- introduction of solid copper or matte, i.e. material that has already passed the stage of pyrometallurgical processing, which leads to a rise in the cost of the process;
- a significant duration of the process until the equilibrium distribution of gold and silver between the slag collector (copper or matte);
- the need to grind copper or matte and mix them with gold ore to speed up the process;
- noticeable loss of copper due to its transition from the collector to slag;
- insufficiently high recovery of precious metals in matte;
- significant ablation of charge materials with process gases in the case of processing such dispersed material as gravity concentrate;
- significant consumption of electricity, electrodes and refractories in the processing of concentrates for matte in an electric furnace.
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. The present invention is to provide a method that allows the processing of dispersed gravity and flotation concentrates containing gold and silver, and provides effective conditions for the extraction of copper, gold and silver from concentrates into matte formed during the melting process, with the simultaneous formation of silicate slag of a given basicity, reducing costs electricity and electrodes in the processing of concentrates in an electric furnace.
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. This object is achieved in that in a method for the extraction of precious metals from gravity silicate concentrates containing gold and silver, comprising additives as a flux of at least one of the compounds, such as calcium oxide, iron oxide and materials containing these oxides, in an amount that provides obtaining slag of a given basicity, with the simultaneous addition of copper-containing material and subsequent melting with the formation of matte and silicate slag, the separation of matte and slag, according to the invention in quality In addition to the copper-containing additive, a flotation concentrate containing copper, gold and silver dissolved in sulfides is used, a sulfidizing agent is additionally introduced in the form of a material containing calcium sulfate, or calcium sulfate is formed during the mixing of components from calcium oxide (hydroxide) and sulfuric acid, and a carbon reducing agent .
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. At the same time, gravity and flotation concentrates are concentrated by sedimentation and / or filtration, the condensed concentrates are dried to a residual moisture content of 25-30%, mixed with other additives and pelletized and / or briquetted. When using pelletizing, drying, mixing and pelletizing are carried out in one unit. In addition, the agglomerated material is subjected to heat treatment in a counterflow of gases discharged from the melting unit, followed by loading the hot cinder into the melting unit. The possibility of carrying out the invention is illustrated by the following examples.
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).Example 1. Gravity concentrate is mixed with hydrate of calcium oxide and coke. Flotation concentrate and concentrated sulfuric acid are added to the mixture. For comparison with the closest analogue, mixtures of a gravity concentrate with calcium oxide and copper matte are added, added in the form of a lump with pieces of 5-10 mm in size and in the form of minus 0.074 mm crushed to a particle size. The amount of flux is calculated from the conditions for obtaining slag with a basicity of (CaO + MgO) / SiO 2 equal to 0.6-0.7. The gravity concentrate contains on a dry weight: 124 g / t Au, 24 g / t Ag, 0.96% Cu, 9.19% Fe, 0.67% S, 23.47% CaO + MgO, 9.73% Al 2 O 3 , 42.73% SiO 2 , 1.06% Na 2 O, 0.78% K 2 O, flotation concentrate: 103 g / t Au, 179 g / t Ag, 11.32% Cu, 10, 51% Fe, 9.03% S, 17.60% CaO + MgO, 6.56% Al 2 O 3 , 29.41% SiO 2 , 0.93% Na 2 O, 0.77% K 2 O. Matte contains: 31.2% Cu, 24.1% S, 44.7% Fe, 20 g / t Au, 30 g / t Ag. The mixture is placed in alundum crucibles, heated at a constant speed (10 deg / min) to 1400 o C in a laboratory resistance furnace and the melts are held at this temperature for 30 minutes. The processing results are shown in the table (see the end of the description).
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. The table shows that the use of additives of flotation concentrate, calcium sulfate formed by the interaction of sulfuric acid and calcium hydroxide, and a carbon reducing agent (coke) can increase the extraction of copper, gold and silver in comparison with the use of matte. An increase in copper recovery is achieved by reducing slag losses. In this case, the equilibrium distribution of copper, gold and silver is achieved faster than when using crushed and, especially, lump matte.
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.Example 2. The solid components of
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. As a result of processing the pellets from
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.Example 3. The pulp of the flotation and gravity concentrate is mixed, subjected to thickening, a mixture of concentrates in a ratio of 2: 3 by dry weight at a humidity of 50-70% is dried at 100-150 o C to a moisture content of 25-30%, mixed with hydrated calcium oxide (hydrated lime), concentrated sulfuric acid and coke in the ratio of a mixture of concentrates: calcium oxide hydrate: sulfuric acid: coke, equal to 100: (4.5-9.3) :( 1.75-2.5) :( 0.63- 1.68), pelletize in a drum pelletizer. Pellets are sent for heat treatment in a rotary tube furnace. Heat treatment of the pellets is carried out with continuous heating from a temperature of 100-150 to 400-500 o C in countercurrent with gas leaving the ore-thermal furnace with a temperature of 600-800 o C. Hot pellets are loaded into an ore-thermal furnace and melted to obtain slag and matte. For comparison, the treatment is subjected to dried and chilled pellets. During the smelting process, the furnace productivity, the energy consumption and the electrodes are recorded.
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%. As a result of processing, the furnace productivity increases by 40-45%, the energy consumption decreases from 760-830 to 400-450 kWh / t of charge, i.e. 46-47%, electrode consumption - from 7-8 to 4-5 kg / t of charge, i.e. by 37-43%.
Claims (8)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002109130/02A RU2221062C1 (en) | 2002-04-08 | 2002-04-08 | Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002109130/02A RU2221062C1 (en) | 2002-04-08 | 2002-04-08 | Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2002109130A RU2002109130A (en) | 2003-12-10 |
| RU2221062C1 true RU2221062C1 (en) | 2004-01-10 |
Family
ID=32090930
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002109130/02A RU2221062C1 (en) | 2002-04-08 | 2002-04-08 | Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2221062C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2439176C1 (en) * | 2010-04-26 | 2012-01-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина". | Method for extracting gold from concentrates |
| CN104831084A (en) * | 2015-03-30 | 2015-08-12 | 唐志宇 | Method for extraction of gold from iron oxide-class wrapped difficult-to-treat tailing |
| RU2755136C1 (en) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1995031577A1 (en) * | 1994-05-12 | 1995-11-23 | Gucom, Inc. | Process for recovery of gold and silver from complex pyrite and arsenopyrite ores and concentrates |
| RU2156820C1 (en) * | 1999-03-29 | 2000-09-27 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals |
| RU2174155C1 (en) * | 2000-09-15 | 2001-09-27 | Открытое акционерное общество "Межрегиональное научно-производственное объединение "Полиметалл" | Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates and device for method embodiment |
-
2002
- 2002-04-08 RU RU2002109130/02A patent/RU2221062C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1995031577A1 (en) * | 1994-05-12 | 1995-11-23 | Gucom, Inc. | Process for recovery of gold and silver from complex pyrite and arsenopyrite ores and concentrates |
| RU2156820C1 (en) * | 1999-03-29 | 2000-09-27 | Акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals |
| RU2174155C1 (en) * | 2000-09-15 | 2001-09-27 | Открытое акционерное общество "Межрегиональное научно-производственное объединение "Полиметалл" | Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates and device for method embodiment |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2439176C1 (en) * | 2010-04-26 | 2012-01-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина". | Method for extracting gold from concentrates |
| CN104831084A (en) * | 2015-03-30 | 2015-08-12 | 唐志宇 | Method for extraction of gold from iron oxide-class wrapped difficult-to-treat tailing |
| CN104831084B (en) * | 2015-03-30 | 2017-03-15 | 唐志宇 | Method for extracting gold in difficult mine tailing is wrapped up from iron oxides |
| RU2755136C1 (en) * | 2020-12-29 | 2021-09-13 | Общество с ограниченной ответственностью "Группа КАНЕКС" | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2008257833B2 (en) | Method for the valorisation of zinc- and sulphate-rich residue | |
| CN104263965B (en) | The method that gold and lead are reclaimed in difficult-treating gold mine collocation lead containing sludge raw material oxygen enriched molten bath melting | |
| CN106756027B (en) | A method for synergistic smelting of antimony-gold ore and gold-bearing pyrite slag to enrich valuable metals | |
| CN103060571B (en) | Method for recovering lead and tin in silver separating residue of copper anode mud of circuit board by pyrogenic process | |
| CN105886771A (en) | Method for efficiently collecting platinum group metals through mixing reduction smelting of iron powder and iron ores | |
| CN102242253A (en) | Method for treating poor-tin middling ore and recovering iron-making raw material | |
| CN101914693A (en) | A low-temperature molten salt clean metallurgical method for antimony | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| CN111979423B (en) | Method for reinforced recovery of valuable metals in copper smelting slag by using gypsum slag | |
| CN1310241A (en) | Reduction and sulfonium making smelting process with non-ferrous sulfide ore and sulfide containing material | |
| US7871454B2 (en) | Chemical process for recovery of metals contained in industrial steelworks waste | |
| CN106086437B (en) | The method and system of the direct-reduction of wet method zinc smelting dreg | |
| CN110453079B (en) | A method for efficiently recovering silver in lead-silver slag by melting-fuming method | |
| JPH07197142A (en) | Method of forming high-grade nickel mat from nickel-containing raw material at least partially refined by pyrometallurgy | |
| RU2221062C1 (en) | Method of extraction of noble metals from gravitational silicate concentrates containing gold and silver | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| CN112176202A (en) | Antimony smelting method adopting oxygen-enriched side-blown column smelting | |
| KR20080022545A (en) | How to separate valuable metals from zinc leach residues | |
| CN118813967A (en) | A method for recovering valuable metals and arsenic in arsenic-containing copper ash | |
| CN118813962A (en) | A method for co-processing lead-based hazardous waste and arsenic sulfide slag | |
| RU2055922C1 (en) | Method for reprocessing sulfide noble metal-containing antimonial raw material | |
| CN112143908B (en) | A smelting process for processing complex gold ore | |
| CN117418108A (en) | Reduction smelting production process of low-sulfur lead-containing secondary materials and low-sulfur copper-containing materials | |
| CN209178447U (en) | The device of pyrogenic process and wet method combined processing antimony regulus arsenic alkaline slag | |
| US3773494A (en) | Smelting of copper sulphide concentrates with ferrous sulphate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090409 |