RU2308495C1 - Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides - Google Patents
Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides Download PDFInfo
- Publication number
- RU2308495C1 RU2308495C1 RU2006103923/02A RU2006103923A RU2308495C1 RU 2308495 C1 RU2308495 C1 RU 2308495C1 RU 2006103923/02 A RU2006103923/02 A RU 2006103923/02A RU 2006103923 A RU2006103923 A RU 2006103923A RU 2308495 C1 RU2308495 C1 RU 2308495C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- melting
- matte
- precious metals
- mixture
- sulfuric acid
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 41
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 29
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 title claims abstract description 25
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 19
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 title claims abstract 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 35
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid Substances OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 30
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 23
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 22
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 21
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 14
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 13
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 10
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 10
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 8
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 4
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 21
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 15
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 14
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 9
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 abstract description 15
- 238000001035 drying Methods 0.000 abstract description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 4
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 18
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 9
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 7
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 7
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 5
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 5
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 5
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 5
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 3
- 239000002529 flux (metallurgy) Substances 0.000 description 3
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 3
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 3
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000003891 ferrous sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 2
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001020 Au alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910003849 O-Si Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910003872 O—Si Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003556 assay Methods 0.000 description 1
- NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N bis(sulfanylidene)iron Chemical compound S=[Fe]=S NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009614 chemical analysis method Methods 0.000 description 1
- 238000004581 coalescence Methods 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 239000011790 ferrous sulphate Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 239000003353 gold alloy Substances 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000359 iron(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N silicon carbide Chemical compound [Si+]#[C-] HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910010271 silicon carbide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 1
- 230000008022 sublimation Effects 0.000 description 1
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001180 sulfating effect Effects 0.000 description 1
- 230000019635 sulfation Effects 0.000 description 1
- 238000005670 sulfation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов, в частности к пирометаллургической переработке концентратов, содержащих благородные металлы.The invention relates to the field of metallurgy of precious metals, in particular to the pyrometallurgical processing of concentrates containing precious metals.
Целевыми продуктами обогатительной переработки руд и песков, содержащих благородные металлы, являются гравитационные и флотационные концентраты. Основными составляющими компонентами концентратов являются: группа оксидов, слагающих минералы - кремния, алюминия, кальция, магния; группа сульфидных минералов - пирит (FeS2), халькопирит (CuFeS), сфалерит (ZnS), арсенопирит (FeAsS) и оксиды железа - в основном магнетит (Fe3O4). Благородные металлы - золото, серебро и металлы платиновой группы содержатся в концентратах, в среднем 0,01÷1,0%, в сумме.Gravity and flotation concentrates are the target products of the processing of ores and sand containing precious metals. The main components of the concentrates are: a group of oxides that make up minerals - silicon, aluminum, calcium, magnesium; a group of sulfide minerals - pyrite (FeS 2 ), chalcopyrite (CuFeS), sphalerite (ZnS), arsenopyrite (FeAsS) and iron oxides - mainly magnetite (Fe 3 O 4 ). Noble metals - gold, silver and platinum group metals are contained in concentrates, on average 0.01 ÷ 1.0%, in total.
Известен способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов, включающий окислительный обжиг материала при 500÷700°С и последующую плавку огарка в смеси с содой, кварцевым песком и углеродистым восстановителем с получением сплава золота лигатурного и шлака [1]. Недостатками способа являются существенные потери благородных металлов с пылевозгонами при окислительном обжиге и значительные, до 20%, потери серебра со шлаком при плавке огарка.A known method of processing sulfide gold-bearing concentrates, including oxidative firing of the material at 500 ÷ 700 ° C and subsequent melting of the cinder in a mixture with soda, quartz sand and a carbon reducing agent to produce an alloy of gold alloy and slag [1]. The disadvantages of the method are significant losses of precious metals with dust sublimation during oxidative firing and significant, up to 20%, loss of silver with slag during smelting.
Известен способ переработки концентратов, содержащих благородные металлы и сульфиды, который принят за прототип как наиболее близкое к заявляемому техническое решение [2].There is a method of processing concentrates containing precious metals and sulfides, which is adopted as a prototype as the closest to the claimed technical solution [2].
По известному способу исходный концентрат смешивают с карбонатом натрия, карбонатом кальция, сульфатом кальция и углеродистым восстановителем, смесь плавят с получением штейна и шлака. Штейн отделяют от шлака, смешивают с металлическим железом, сульфатом натрия и углеродистым восстановителем, смесь плавят с получением отвального вторичного штейна и металлического сплава на основе свинца, концентрирующего благородные металлы.According to the known method, the starting concentrate is mixed with sodium carbonate, calcium carbonate, calcium sulfate and a carbon reducing agent, the mixture is melted to obtain matte and slag. The matte is separated from the slag, mixed with metallic iron, sodium sulfate and a carbon reducing agent, the mixture is melted to produce a secondary secondary matte and a lead-based metal alloy concentrating precious metals.
Основным недостатком известного способа является недостаточно высокое извлечение благородных металлов в свинцовый сплав - целевой продукт переработки первичного штейна, из-за их задолженности до 1,5÷2,0% в отвальном вторичном штейне.The main disadvantage of this method is the insufficiently high recovery of precious metals in lead alloy - the target product of the processing of primary matte, due to their debt up to 1.5 ÷ 2.0% in dump secondary matte.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечения благородных металлов в целевой продукт металлургической переработки концентратов, полученных при обогащении руд и песков. Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключатся в снижении остаточного содержания благородных металлов в отвальных продуктах переработки штейна, полученного при плавке исходного концентрата благородных металлов.The problem to which the invention is directed, is to increase the extraction of precious metals in the target product of the metallurgical processing of concentrates obtained from the processing of ores and sands. The problem is solved due to the technical result, which consists in reducing the residual content of precious metals in the waste products of the processing of matte obtained by melting the initial concentrate of precious metals.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки концентратов, содержащих благородные металлы и сульфиды, включающем смешивание концентрата с карбонатом натрия, карбонатом кальция, сульфатом кальция и углеродистым восстановителем, плавку смеси с получением штейна и его отделение от других продуктов плавки, согласно изобретению в смесь дополнительно вводят продукт на основе оксида железа, полученный после плавки штейн выщелачивают в воде с отделением нерастворимого осадка от раствора, нерастворимый осадок сушат при доступе кислорода воздуха, смешивают с концентрированной серной кислотой, смесь выдерживают при температуре 300÷400°С и полученный спек выщелачивают в разбавленном растворе серной кислоты с последующим отделением сульфатного раствора от нерастворимого осадка, в котором концентрируются благородные металлы. При этом одну весовую часть высушенного нерастворимого осадка, отделенного после выщелачивания штейна, смешивают с 98%-ной серной кислотой, взятой в количестве 1,4÷1,8 весовых частей.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing concentrates containing precious metals and sulfides, comprising mixing the concentrate with sodium carbonate, calcium carbonate, calcium sulfate and a carbon reducing agent, melting the mixture to obtain matte and separating it from other melting products, according to the invention in the mixture is additionally injected with a product based on iron oxide, the matte obtained after melting is leached in water with separation of the insoluble precipitate from the solution, insoluble precipitate with shat under air oxygen, is mixed with concentrated sulfuric acid, the mixture was kept at a temperature of 300 ÷ 400 ° C and the resulting frit is leached into a dilute sulfuric acid solution followed by separation of the sulphate solution from the insoluble precipitate, which concentrates the precious metals. In this case, one weight part of the dried insoluble precipitate separated after matte leaching is mixed with 98% sulfuric acid, taken in an amount of 1.4 ÷ 1.8 weight parts.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является состав смеси на плавку исходного концентрата и введение операций выщелачивания штейна в воде, сушку и сульфатизацию нерастворимого осадка и выщелачивание сульфатного спека в растворе серной кислоты.The difference between the proposed technical solution and the prototype is the composition of the mixture for melting the initial concentrate and the introduction of matte leaching in water, drying and sulfatization of an insoluble precipitate and leaching of sulfate cake in a sulfuric acid solution.
В заявляемом способе плавка исходного концентрата в смеси с флюсами и добавками ведется на получение относительно легкоплавкого шлака на основе системы Na2O-SiO2-CaO и троилитового штейна (FeS), который является эффективным коллектором благородных металлов. При этом механизм образования штейна зависит от содержания пирита в концентрате и количества вводимого в шихту сульфата кальция.In the inventive method, the initial concentrate is smelted in a mixture with fluxes and additives to produce relatively low-melting slag based on the Na 2 O-SiO 2 -CaO system and troilite matte (FeS), which is an effective collector of noble metals. The mechanism of matte formation depends on the pyrite content in the concentrate and the amount of calcium sulfate introduced into the charge.
При плавке концентратов с низким содержанием пирита вводится повышенное (10÷15%) количество сульфата кальция (CaSO4), который работает как сульфидизатор. При нагреве и плавке шихты образование моносульфида железа протекает по результирующей реакции (1):When melting concentrates with a low pyrite content, an increased (10–15%) amount of calcium sulfate (CaSO 4 ), which acts as a sulfidizer, is introduced. When heating and melting the mixture, the formation of iron monosulfide proceeds according to the resulting reaction (1):
При переработке концентратов с высоким содержанием пирита в шихту вводится незначительное (1,0-1,5%) количество сульфата кальция, который работает как добавка, снижающая температуру плавления шлака. В процессе нагрева и плавки шихты образование троилита протекает по реакции (2):When processing concentrates with a high pyrite content, an insignificant (1.0-1.5%) amount of calcium sulfate is introduced into the charge, which works as an additive that reduces the melting point of slag. In the process of heating and melting the mixture, the formation of troilite proceeds according to reaction (2):
В процессе плавки шихты при взаимодействии карбоната натрия с сульфидизатором или пиритом образуется сульфид натрия - Na2S (3):In the process of melting the mixture in the interaction of sodium carbonate with a sulfidizer or pyrite, sodium sulfide is formed - Na 2 S (3):
Сульфид натрия благоприятно влияет на процесс плавки, поскольку растворяется в моносульфиде железа и существенно понижает температуру плавления троилитового штейна. По экспериментальным данным содержание Na2S в штейне составляет в среднем 3-5%.Sodium sulfide favorably affects the melting process, since it dissolves in iron monosulfide and significantly lowers the melting temperature of troilite matte. According to experimental data, the content of Na 2 S in matte is on average 3-5%.
В процессе нагрева при температуре 1100÷1200°С во всем объеме расплавляемой шихты происходит коалесценция и оседание капель сульфида железа, более тяжелых, чем шлак. При этом достигается высокая степень коллектирования благородных металлов в формирующуюся штейновую фазу. По результатам проведенных исследований благородные металлы в троилитовом штейне находятся в виде металлических включений размером от 1 до 10 мкм. По завершении процесса плавки шлак и штейн разделяются.In the process of heating at a temperature of 1100 ÷ 1200 ° C, coalescence and sedimentation of drops of iron sulfide, heavier than slag, occur in the entire volume of the molten charge. This achieves a high degree of collecting precious metals in the emerging matte phase. According to the results of the studies, noble metals in the troilite matte are in the form of metal inclusions from 1 to 10 microns in size. Upon completion of the smelting process, the slag and matte are separated.
Охлажденный штейн в кусках выщелачивают в воде с целью перевода в раствор сульфида натрия и диспергирования штейна, который в процессе водного выщелачивания превращается в дисперсную массу крупностью частиц менее 0,5 мм. Получаемый нерастворимый осадок после отделения от раствора фильтрацией сушат при температуре до 90°С.Chilled matte in pieces is leached in water to transfer sodium sulfide into a solution and disperse the matte, which during water leaching turns into a dispersed mass with a particle size of less than 0.5 mm. The resulting insoluble precipitate after separation from the solution by filtration is dried at a temperature of up to 90 ° C.
В процессе сушки влажный моносульфид железа окисляется на воздухе, превращаясь в гидроксид Fe(ОН)3 по реакции (4):During the drying process, wet iron monosulfide is oxidized in air, turning into Fe (OH) 3 hydroxide by reaction (4):
Высушенный нерастворимый осадок, представляющий смесь гидроксида железа, серы и до 10% неразложивщегося троилита, смешивают с концентрированной серной кислотой и смесь выдерживают при температуре 300÷400°С. В процессе термообработки смеси происходит образование сульфата железа по реакциям (5, 6):The dried insoluble precipitate, representing a mixture of iron hydroxide, sulfur and up to 10% non-decomposable troilite, is mixed with concentrated sulfuric acid and the mixture is kept at a temperature of 300 ÷ 400 ° C. During the heat treatment of the mixture, iron sulfate is formed by the reactions (5, 6):
Получаемый сульфатный спек выщелачивают в разбавленном растворе серной кислоты. При выщелачивании спека в раствор переходят сульфат железа и сульфаты некоторых цветных металлов - меди, цинка, никеля. Благородные металлы в процессе сульфатизации нерастворимого осадка не претерпевают изменений, при выщелачивании спека в раствор не переходят и концентрируются в целевом нерастворимом осадке, который затем перерабатывают известными способами.The resulting sulfate cake is leached in a dilute solution of sulfuric acid. When sinter is leached, ferrous sulfate and sulfates of some non-ferrous metals — copper, zinc, and nickel — pass into the solution. Noble metals in the process of sulfatization of an insoluble precipitate do not undergo changes, when the sinter is leached, they do not pass into the solution and are concentrated in the target insoluble precipitate, which is then processed by known methods.
Состав шихты в заявляемом способе рассчитывается в зависимости от содержания шлакообразующих компонентов, преимущественно оксида кремния и содержания сульфидов, в основном пирита, в перерабатываемом концентрате.The composition of the charge in the inventive method is calculated depending on the content of slag-forming components, mainly silicon oxide and the content of sulfides, mainly pyrite, in the processed concentrate.
Количество карбоната натрия и карбоната кальция в шихте берется в расчете на получение шлака на основе системы Na2О-Si2О-CaO, содержащей: 15÷25% Na2O; 50-65% SiO2; 15÷25% СаО. Шлаки подобного состава достаточно легкоплавки и жидкотекучи при температуре 1300÷1350°С.The amount of sodium carbonate and calcium carbonate in the mixture is taken based on the production of slag based on the Na 2 O-Si 2 O-CaO system, containing: 15 ÷ 25% Na 2 O; 50-65% SiO 2 ; 15 ÷ 25% CaO. Slags of this composition are quite fusible and fluid at a temperature of 1300 ÷ 1350 ° C.
При низком содержании сульфидов в концентрате количество сульфата кальция, оксида железа и углеродистого восстановителя в шихте берется в таком количестве, чтобы масса, образующаяся при плавке шихты троилитового штейна по реакции (1), составляла не менее 10÷15% от массы образующегося шлака. При этом, как показывают эксперименты, достигается высокое, на уровне 98÷99%, извлечение благородных металлов в штейн.At a low sulfide content in the concentrate, the amount of calcium sulfate, iron oxide and carbon reducing agent in the charge is taken in such an amount that the mass formed during the melting of the troilite matte mixture according to reaction (1) is at least 10-15% of the mass of slag formed. At the same time, experiments show that a high, at the level of 98 ÷ 99%, recovery of precious metals in matte is achieved.
При переработке концентратов с высоким содержанием пирита (FeS2) количество оксида железа и углеродистого восстановителя в шихте берется в соответствии со стехиометрией реакции (2). В заявляемом способе в шихте на плавку исходного концентрата в качестве продукта на основе оксида железа используются доступные материалы - железорудный концентрат или пиритный огарок сернокислотного производства, в которых содержание оксида железа - Fe2O3 составляет в среднем 85÷90%.When processing concentrates with a high content of pyrite (FeS 2 ), the amount of iron oxide and carbon reducing agent in the charge is taken in accordance with the stoichiometry of reaction (2). In the inventive method in the charge for melting the initial concentrate as the product based on iron oxide, available materials are used - iron ore concentrate or pyrite cinder of sulfuric acid production, in which the content of iron oxide - Fe 2 O 3 is on average 85 ÷ 90%.
Расход концентрированной 98%-ной серной кислоты на сульфатизацию одной весовой части высушенного нерастворимого осадка, отделенного после выщелачивания штейна, по опытным данным составляет 1,4÷1,8 весовых частей. При расходе кислоты ниже указанного предела понижается степень сульфатизации железа, а при расходе выше верхнего предела показатели процесса не улучшаются. Температурный диапазон обработки смеси находится в пределах 300÷400°С. При обработке смеси ниже 300°С понижается степень сульфатизации железа, а при обработке выше 400°С происходит разложение сульфата железа. В итоге понижается степень перевода железа в раствор в процессе выщелачивания сульфатного спека и, соответственно, степень обогащения целевого продукта по благородным металлам.The consumption of concentrated 98% sulfuric acid for the sulfatization of one weight part of the dried insoluble precipitate separated after matte leaching, according to experimental data, is 1.4 ÷ 1.8 weight parts. When the acid consumption is below the specified limit, the degree of iron sulfatization decreases, and when the acid is used above the upper limit, the process indicators do not improve. The temperature range for processing the mixture is within 300 ÷ 400 ° C. When the mixture is processed below 300 ° C, the degree of iron sulfation decreases, and when processed above 400 ° C, iron sulfate decomposes. As a result, the degree of conversion of iron into solution in the process of leaching of sulfate cake decreases and, accordingly, the degree of enrichment of the target product for noble metals.
Выщелачивание сульфатного спека в заявляемом способе осуществляется разбавленным ~5÷15% раствором серной кислоты при температуре 50÷70°С и Т:Ж=1:(4÷5).The leaching of sulfate cake in the present method is carried out with a diluted ~ 5 ÷ 15% solution of sulfuric acid at a temperature of 50 ÷ 70 ° C and T: W = 1: (4 ÷ 5).
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного включением нового компонента в состав смеси на плавку исходного концентрата - продукта на основе оксида железа и введением новых операций - выщелачивание штейна в воде, сушку и сульфатизацию нерастворимого осадка и выщелачивание полученного спека. Таким образом, заявляемое техническое решение соответствует критерию «новизна».A comparative analysis of the proposed method with the prototype shows that the claimed method differs from the known one by the inclusion of a new component in the mixture for smelting the initial concentrate - an iron oxide-based product and the introduction of new operations - leaching matte in water, drying and sulfating the insoluble precipitate and leaching the obtained cake. Thus, the claimed technical solution meets the criterion of "novelty."
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.To prove compliance of the claimed invention with the criterion of "inventive step", a comparison was made with other technical solutions known from sources included in the prior art.
Заявляемый способ переработки концентратов, содержащих благородные металлы, соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает более высокое извлечение благородных металлов в целевой продукт при переработке концентратов, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method of processing concentrates containing precious metals meets the requirement of "inventive step", as it provides a higher extraction of precious metals in the target product during the processing of concentrates, which does not follow explicitly from the prior art.
Примеры использования заявляемого способаExamples of the use of the proposed method
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали флюсы и добавки, измельченные до крупности менее 0,5 мм, и гравиоконцентраты, полученные при обогащении рудного (концентрат «А») и россыпного (концентрат «Б») месторождения благородных металлов. В качестве оксида железа использовали железорудный концентрат Коршуновского ГОКа и пиритный огарок сернокислотного производства. Составы гравиоконцентратов приведены в таблице 1.For experimental verification of the proposed method used fluxes and additives, crushed to a particle size of less than 0.5 mm, and gravity concentrates obtained by the beneficiation of ore (concentrate "A") and placer (concentrate "B") deposits of precious metals. The iron oxide concentrate of the Korshunovsky GOK and the pyrite cinder of sulfuric acid production were used as iron oxide. The compositions of gravity concentrates are shown in table 1.
Составы гравитационных концентратовTable 1
Compositions of gravity concentrates
Приготовили две шихты, включающие гравиоконцентрат, флюсы и добавки. Каждую шихту загружали в графитошамотовый тигель, расплавляли и выдерживали при температуре 1300°С в течение 60 минут в тигельной печи с карбидокремниевыми электронагревателями. По окончании плавки тигли извлекали из печи и охлаждали. Продукты плавки - шлак и штейн выбивали из тигля, разделяли, взвешивали и анализировали на содержание элементов пробирным и химическим методами анализа.Two blends were prepared, including a gravity concentrate, fluxes and additives. Each charge was loaded into a graphite chamotte crucible, melted and kept at a temperature of 1300 ° C for 60 minutes in a crucible furnace with silicon carbide electric heaters. After melting, the crucibles were removed from the furnace and cooled. Melting products — slag and matte — were knocked out of the crucible, separated, weighed, and analyzed for elemental content by assay and chemical analysis methods.
Данные по составам шихт, выходам продуктов обогатительной плавки, содержанию в них благородных металлов, железа и серы приведены в таблице 2.Data on the compositions of the blends, the yields of beneficiation smelting products, and the content of noble metals, iron and sulfur in them are shown in Table 2.
Полученные результаты и расчеты показывают, что обогатительная плавка концентратов в заявляемом способе позволяет эффективно коллектировать благородные металлы в троилитовый штейн с извлечением на 98,5÷99,1% и получать шлаки с низким, до 0,003%, остаточным содержанием благородных металлов.The results and calculations show that the concentrate smelting in the present method allows you to effectively collect precious metals into troilite matte with recovery of 98.5 ÷ 99.1% and to obtain slags with a low, up to 0.003%, residual content of precious metals.
Штейны, полученные в опытах 1 и 2, в кусках помещали в лабораторный реактор и заливали водой в соотношении Т:Ж=1:4. При этом в течение 30 минут куски штейна диспергировались, превращаясь в мелкодисперсный осадок черного цвета. После перемешивания при комнатной температуре в течение 10 минут пульпу фильтровали. Щелочные растворы, по данным атомно-абсорбционного анализа, благородных металлов содержали менее 0,1 мг/л.The mattes obtained in experiments 1 and 2 were placed in pieces in a laboratory reactor and poured with water in the ratio T: W = 1: 4. At the same time, the matte pieces were dispersed within 30 minutes, turning into a finely divided precipitate of black color. After stirring at room temperature for 10 minutes, the pulp was filtered. Alkaline solutions, according to atomic absorption analysis, of the noble metals contained less than 0.1 mg / L.
Отфильтрованные нерастворимые осадки с остаточной влажностью около 15% загружали в противни из нержавеющей стали, помещали в сушильный шкаф и сушили при температуре 70÷80°С в течение 1,5-2 часов. В процессе сушки происходило окисление сульфида железа, материал изменил свой цвет с черного до красно-коричневого, масса высушенных осадков увеличилась на 10-12% по сравнению с массой исходных штейнов.Filtered insoluble precipitates with a residual moisture content of about 15% were loaded into stainless steel baking sheets, placed in an oven, and dried at a temperature of 70–80 ° C for 1.5–2 hours. In the drying process, iron sulfide was oxidized, the material changed its color from black to red-brown, the mass of dried precipitates increased by 10-12% compared with the mass of the initial mattes.
Высушенные нерастворимые осадки смешивали с концентрированной 98%-ной серной кислотой в массовом соотношении 1:1,5, полученную смесь в виде пасты загружали в противень из нержавеющей стали, помещали в муфельную печь и выдерживали при температуре 350°С в течение двух часов. По завершении термообработки спеки измельчали и выщелачивали в 10% растворе серной кислоты в лабораторном реакторе при температуре 60°С в течение 60 минут. По окончании выщелачивания пульпу фильтровали, нерастворимые осадки сушили и взвешивали. Продукты опытов - сульфатные растворы и нерастворимые осадки анализировали на содержание благородных металлов. Результаты переработки штейнов примеров 1 и 2 представлены в таблице 3.The dried insoluble precipitates were mixed with concentrated 98% sulfuric acid in a mass ratio of 1: 1.5, the resulting mixture in the form of a paste was loaded into a stainless steel pan, placed in a muffle furnace and kept at a temperature of 350 ° C for two hours. Upon completion of the heat treatment, the specs were ground and leached in a 10% solution of sulfuric acid in a laboratory reactor at a temperature of 60 ° C for 60 minutes. After leaching, the pulp was filtered, insoluble sediments were dried and weighed. The products of the experiments — sulfate solutions and insoluble precipitates — were analyzed for the content of noble metals. The results of the processing of mattes of examples 1 and 2 are presented in table 3.
Полученные результаты показывают, что переработка концентратов БМ заявляемым способом позволяет эффективно концентрировать благородные металлы в целевом нерастворимом осадке со сквозным извлечением 98,5÷99,1% и выводить сопутствующие примеси в шлак и сульфатный раствор.The results show that the processing of BM concentrates by the claimed method allows you to effectively concentrate precious metals in the target insoluble precipitate with a through extraction of 98.5 ÷ 99.1% and to remove related impurities in the slag and sulfate solution.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006103923/02A RU2308495C1 (en) | 2006-02-09 | 2006-02-09 | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006103923/02A RU2308495C1 (en) | 2006-02-09 | 2006-02-09 | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2308495C1 true RU2308495C1 (en) | 2007-10-20 |
Family
ID=38925294
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2006103923/02A RU2308495C1 (en) | 2006-02-09 | 2006-02-09 | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2308495C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2520902C2 (en) * | 2012-09-28 | 2014-06-27 | Лидия Алексеевна Воропанова | Extraction of heavy metals, iron, gold and silver from sulphate cake |
| RU2712160C1 (en) * | 2019-04-30 | 2020-01-24 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing sulphide concentrates containing pyrrhotine, pyrite, chalcopyrite, pentlandite and precious metals |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1601450A (en) * | 1976-11-23 | 1981-10-28 | Johnson Matthey Co Ltd | Extraction of precious metals |
| US4695317A (en) * | 1985-01-31 | 1987-09-22 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of treating silicate ore containing gold and silver |
| SU1649815A1 (en) * | 1989-10-11 | 1995-01-09 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Method of noble metals extraction from gravitational concentrates |
| 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 |
| RU2219264C2 (en) * | 2002-03-11 | 2003-12-20 | Открытое акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals |
| WO2003100412A3 (en) * | 2002-05-23 | 2004-04-01 | Innovative Met Products Pty Lt | Method of ore treatment |
-
2006
- 2006-02-09 RU RU2006103923/02A patent/RU2308495C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1601450A (en) * | 1976-11-23 | 1981-10-28 | Johnson Matthey Co Ltd | Extraction of precious metals |
| US4695317A (en) * | 1985-01-31 | 1987-09-22 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of treating silicate ore containing gold and silver |
| SU1649815A1 (en) * | 1989-10-11 | 1995-01-09 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Method of noble metals extraction from gravitational concentrates |
| 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 |
| RU2219264C2 (en) * | 2002-03-11 | 2003-12-20 | Открытое акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals |
| WO2003100412A3 (en) * | 2002-05-23 | 2004-04-01 | Innovative Met Products Pty Lt | Method of ore treatment |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2520902C2 (en) * | 2012-09-28 | 2014-06-27 | Лидия Алексеевна Воропанова | Extraction of heavy metals, iron, gold and silver from sulphate cake |
| RU2712160C1 (en) * | 2019-04-30 | 2020-01-24 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing sulphide concentrates containing pyrrhotine, pyrite, chalcopyrite, pentlandite and precious metals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Tümen et al. | Recovery of metal values from copper smelter slags by roasting with pyrite | |
| US11293076B2 (en) | Method for preparing iron ore concentrates by recycling copper slag tailings | |
| US20140026713A1 (en) | Refining of platinum group metals concentrates | |
| RU2692135C1 (en) | Processing method of gold-containing antimony concentrate and line for its implementation | |
| CN100392123C (en) | Recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| CN103243221B (en) | Method for directly gathering gold by virtue of smelting of unmanageable gold ore molten pool containing arsenic and stibium | |
| CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| AU2022316599B2 (en) | Treatment of zinc leach residue | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| CN109207726A (en) | From low-grade containing the method for recycling antimony gold in golden antimony sulfide ore | |
| RU2156820C1 (en) | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals | |
| US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
| RU2316606C1 (en) | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals | |
| RU2259410C1 (en) | Method of recovering gold from gold ore concentrates | |
| RU2673590C1 (en) | Method for obtaining concentrate of precious metals from products of ore processing and secondary raw materials | |
| RU2395598C1 (en) | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides | |
| RU2114203C1 (en) | Method of recovering precious metals from silver-containing concentrates | |
| RU2506329C1 (en) | Processing method of sulphide concentrates containing precious metals | |
| RU2282672C1 (en) | Method of reduction of lead | |
| RU2181781C2 (en) | Method for complex processing of polymetallic raw materials | |
| Hara et al. | Energy efficient separation of magnetic alloy fron the carbothermic reduction of NKANA Cu-Co concentrates | |
| RU2755136C1 (en) | Method for uninterrupted melting of quartz low-sulfide gold-containing ore in a vanyukov furnace | |
| RU2687613C2 (en) | Method for processing sulfide concentrates containing precious metals | |
| RU2324749C1 (en) | Method of gold extraction from mining concentrates |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180210 |