RU2629125C1 - Method of processing gold-containing concentrates of double holding - Google Patents
Method of processing gold-containing concentrates of double holding Download PDFInfo
- Publication number
- RU2629125C1 RU2629125C1 RU2016146430A RU2016146430A RU2629125C1 RU 2629125 C1 RU2629125 C1 RU 2629125C1 RU 2016146430 A RU2016146430 A RU 2016146430A RU 2016146430 A RU2016146430 A RU 2016146430A RU 2629125 C1 RU2629125 C1 RU 2629125C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- autoclave
- section
- oxidation
- oxygen
- gold
- Prior art date
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 45
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 45
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 45
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 29
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 28
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims description 8
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 35
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 35
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 34
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 34
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 34
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims abstract description 3
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 claims abstract 4
- 230000002688 persistence Effects 0.000 claims description 7
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 5
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 5
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical group N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 4
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims description 3
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 3
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 claims description 2
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 claims description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 17
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 7
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 abstract description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 abstract description 3
- 230000008719 thickening Effects 0.000 abstract description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 abstract 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 abstract 1
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 abstract 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 abstract 1
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 21
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 13
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 8
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 7
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 230000008569 process Effects 0.000 description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 239000000498 cooling water Substances 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 238000005070 sampling Methods 0.000 description 2
- 230000001629 suppression Effects 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XEIPQVVAVOUIOP-UHFFFAOYSA-N [Au]=S Chemical class [Au]=S XEIPQVVAVOUIOP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 150000001495 arsenic compounds Chemical class 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 238000005262 decarbonization Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N gold(1+);cyanide Chemical compound [Au+].N#[C-] IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229940093920 gynecological arsenic compound Drugs 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000005416 organic matter Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности, к переработке упорных золотосодержащих концентратов.The invention relates to the metallurgy of non-ferrous metals, in particular, to the processing of refractory gold-bearing concentrates.
Наиболее распространенной причиной упорности золотосодержащих руд и концентратов является тонкая диспергация золота в сульфидах, обычно в пирите и арсенопирите. В некоторых видах этого сырья содержится также органическое углистое вещество, обладающее сорбционной активностью по отношению к золотоцианидному комплексу (явление прег-роббинга), что придает сырью дополнительную упорность. Поэтому такое сырье часто называют сырьем двойной упорности. Предлагаемое изобретение предназначено для переработки упорных золотосодержащих концентратов и, в особенности, для переработки концентратов двойной упорности.The most common reason for the persistence of gold-bearing ores and concentrates is the fine dispersion of gold in sulfides, usually in pyrite and arsenopyrite. Some types of this raw material also contain an organic carbonaceous substance with sorption activity in relation to the gold cyanide complex (pregrobbing phenomenon), which gives the raw material additional persistence. Therefore, such raw materials are often called double stubborn raw materials. The present invention is intended for the processing of refractory gold-bearing concentrates and, in particular, for the processing of concentrates of double persistence.
Известен способ переработки упорных золотосодержащих концентратов с применением автоклавного окислительного выщелачивания (патент США №4610724). Концентрат подвергают кислотной обработке для разрушения карбонатов (декарбонизации) и выщелачивают в автоклаве при температуре 135-250°С под давлением кислорода 0,5-5,0 МПа. В процессе автоклавного выщелачивания золотосодержащие сульфиды окисляются, а содержащееся в них упорное тонкодисперсное золото освобождается. Выщелоченную пульпу охлаждают в самоиспарителе и направляют в систему непрерывной противоточной декантации, где отмывают твердый остаток от кислоты и растворимых соединений железа и мышьяка, образовавшихся при автоклавном окислении. Из отмытого автоклавного остатка золото извлекают одним из традиционных методов цианирования (CIL, CIP, RIL, RIP). Метод отличается экологической чистотой и для упорных золотосодержащих концентратов, не содержащих органического углистого вещества, дает высокое извлечение золота.A known method of processing refractory gold-bearing concentrates using autoclave oxidative leaching (US patent No. 4610724). The concentrate is subjected to acid treatment for the destruction of carbonates (decarbonization) and leached in an autoclave at a temperature of 135-250 ° C under an oxygen pressure of 0.5-5.0 MPa. During autoclave leaching, gold sulfides are oxidized and the refractory refined gold contained in them is released. The leached pulp is cooled in a self-evaporator and sent to a continuous countercurrent decantation system, where the solid residue from acid and soluble iron and arsenic compounds formed during autoclave oxidation are washed. Gold is extracted from the washed autoclave residue using one of the traditional cyanidation methods (CIL, CIP, RIL, RIP). The method is environmentally friendly and, for refractory gold-bearing concentrates that do not contain organic carbonaceous matter, provides high gold recovery.
Однако для золотосодержащих концентратов двойной упорности этот метод во многих случаях дает низкое извлечение золота, что является его основным недостатком.However, for gold-bearing concentrates of double tenacity, this method in many cases gives a low recovery of gold, which is its main disadvantage.
Как показали исследования, при автоклавном окислении упорных золотосодержащих концентратов происходит не только вскрытие тонкодисперсного золота, но и подавление сорбционной активности углистого вещества (прег-роббинга). Это связано с тем, что при автоклавном окислении происходит частичное окисление углистого органического вещества; образующиеся продукты окисления пассивируют оставшееся не окисленным углистое вещество и резко снижают его сорбционную активность. Оказалось, однако, что, несмотря на практически полное разложение сульфидов и подавление прег-роббинга, извлечение золота в ряде случаев остается невысоким.As studies have shown, during autoclave oxidation of refractory gold-bearing concentrates, not only the opening of finely dispersed gold occurs, but also the suppression of the sorption activity of carbonaceous matter (pregrobbing). This is due to the fact that during autoclave oxidation, partial oxidation of carbonaceous organic matter occurs; The resulting oxidation products passivate the remaining non-oxidized carbonaceous substance and sharply reduce its sorption activity. However, it turned out that, despite the almost complete decomposition of sulfides and the suppression of pregrobbing, gold recovery in some cases remains low.
Дополнительные исследования показали, что причиной этого является присутствие в автоклавной пульпе хлоридов. Здесь и далее под хлоридами понимаются ионы Cl-, которые могут попасть в автоклавную пульпу со свежей водой, оборотными растворами, а также выщелачиваться из хлоридсодержащих минералов исходного сырья. Негативное влияние хлоридов проявляется уже при их концентрации в жидкой фазе на уровне 1-5 мг/л. С увеличением концентрации хлоридов извлечение золота существенно снижается, при этом отрицательный эффект возрастает с повышением содержания органического углерода в концентратах.Additional studies have shown that the reason for this is the presence of chlorides in the autoclave pulp. Hereinafter, chlorides are understood as Cl - ions, which can enter the autoclave pulp with fresh water, circulating solutions, and also leach out of the chloride-containing minerals of the feedstock. The negative effect of chlorides is manifested even at their concentration in the liquid phase at the level of 1-5 mg / l. With an increase in the concentration of chlorides, the recovery of gold decreases significantly, while the negative effect increases with an increase in the content of organic carbon in concentrates.
Механизм отрицательного действия хлоридов окончательно не установлен. Предполагается, что освобождающееся при окислении сульфидов золото при высокой (более 170°С) температуре окисляется ионами Fe3+ и связывается хлоридом в водорастворимые комплексы:The mechanism of the negative effect of chlorides is not yet fully established. It is assumed that the gold released during the oxidation of sulfides at a high (more than 170 ° C) temperature is oxidized by Fe 3+ ions and is bound by chloride to water-soluble complexes:
Перешедшее в раствор золото сорбируется углистым веществом и при охлаждении автоклавной пульпы восстанавливается до металла:Gold that has passed into solution is sorbed by a carbonaceous substance and, upon cooling of the autoclave pulp, is reduced to metal:
При последующем цианировании перешедшее на углистое вещество золото оказывается не доступным действию цианида и теряется с хвостами цианирования.Upon subsequent cyanidation, the gold transferred to the carbonaceous substance is inaccessible to the action of cyanide and is lost with cyanide tails.
Также известен метод переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности, содержащих хлориды (патент США №5851499), принятый за ближайший аналог (прототип). В соответствии с этим методом на автоклавное выщелачивание поступает золотосодержащий концентрат, в котором весовое отношение сульфидной серы к карбонат-иону (S/СО3) должно составлять от 4:1 до 0,5:1. Такое соотношение достигается добавкой известняка или смешиванием исходных материалов с различным содержанием сульфидов и карбонатов. Полученная смесь измельчается до крупности Р80=75÷38 мкм и подвергается автоклавному выщелачиванию при температуре не выше 215°С в течение не более 45 мин. Жидкая фаза выщелоченной пульпы должна содержать от 7 до 25 г/л свободной серной кислоты и иметь окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) не более +700 мВ (относительно стандартного водородного электрода (СВЭ). Для повышения извлечения золота рекомендуется применение добавок соединений металлов, связывающих хлориды в прочные комплексы (Cu, Pb, Zn, Co, Bi) или малорастворимые соединения (Ag, Pb, Hg, Bi). Извлечение золота из автоклавного остатка производится цианированием. К числу недостатков метода можно отнести следующие:Also known is a method of processing gold-bearing concentrates of double persistence containing chlorides (US patent No. 5851499), adopted as the closest analogue (prototype). In accordance with this method, a gold-containing concentrate enters the autoclave leach, in which the weight ratio of sulfide sulfur to carbonate ion (S / CO 3 ) should be from 4: 1 to 0.5: 1. This ratio is achieved by adding limestone or by mixing the starting materials with different contents of sulfides and carbonates. The resulting mixture is ground to a particle size of P 80 = 75 ÷ 38 μm and is subjected to autoclave leaching at a temperature of no higher than 215 ° C for no more than 45 minutes. The liquid phase of the leached pulp should contain from 7 to 25 g / l of free sulfuric acid and have a redox potential (ORP) of not more than +700 mV (relative to the standard hydrogen electrode (SVE). To increase gold recovery, it is recommended to use additives of metal binding compounds chlorides into strong complexes (Cu, Pb, Zn, Co, Bi) or sparingly soluble compounds (Ag, Pb, Hg, Bi). Gold is extracted from the autoclave residue by cyanidation. Among the disadvantages of the method are the following:
- ограничение рабочей температуры процесса (не выше 215°С) значительно снижает скорость окисления сульфидов и, соответственно, производительность процесса; повышение температуры нежелательно, так как в присутствии хлоридов интенсифицируются реакции (1)-(3) и снижается извлечение золота.- limiting the process temperature (not higher than 215 ° C) significantly reduces the rate of oxidation of sulfides and, accordingly, the productivity of the process; an increase in temperature is undesirable, since in the presence of chlorides reactions (1) - (3) are intensified and gold recovery is reduced.
- рекомендуемые добавки дороги и небезопасны в экологическом отношении.- Recommended additives are expensive and environmentally unsafe.
Задачей предлагаемого изобретения является устранение отмеченных недостатков ближайшего аналога.The task of the invention is to eliminate the noted disadvantages of the closest analogue.
Заявленный технический результат достигается тем, что в способе переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности, включающем приготовление водной пульпы из концентрата или концентрата в смеси с известняком, подачу пульпы в автоклав, автоклавное окисление сульфидов, охлаждение выщелоченной пульпы путем самоиспарения, кондиционирование автоклавной пульпы, ее обезвоживание и промывку, и дальнейшее извлечение золота сорбционным цианированием автоклавного остатка, в отличие от ближайшего аналога, в первой секции автоклава выщелачивание проводят при температуре на 5-20°С ниже, чем в последующих, а количество подаваемого в первую секцию кислорода ограничивают минимальным количеством, но не ниже необходимого для создания автогенного режима, при этом основное количество кислорода подают в последующие секции.The claimed technical result is achieved by the fact that in the method of processing gold-bearing concentrates of double tenacity, including the preparation of aqueous pulp from a concentrate or concentrate mixed with limestone, the pulp is fed into an autoclave, the autoclave oxidation of sulfides, the cooling of leached pulp by self-evaporation, conditioning of the autoclaved pulp, its dehydration and washing, and further extraction of gold by sorption cyanidation of the autoclave residue, in contrast to the closest analogue, in the first section of the autoclave in schelachivanie carried out at a temperature 5-20 ° C lower than the next, and the amount of oxygen supplied to the first section to limit a minimum amount, but not below that required to create autogenous mode, wherein a major amount of oxygen fed into the subsequent section.
В соответствии с предлагаемым способом температуру в первой секции автоклава поддерживают в пределах 200-220°С, а в последующих секциях - в пределах 220-230°С.In accordance with the proposed method, the temperature in the first section of the autoclave is maintained within 200-220 ° C, and in subsequent sections within 220-230 ° C.
Весь подаваемый в автоклав кислород распределяют по секциям таким образом, что 10-50% подают в первую секцию, 5-20% - в последнюю и остальной - в промежуточные секции.All oxygen supplied to the autoclave is distributed into sections in such a way that 10-50% is supplied to the first section, 5-20% to the last and the rest to intermediate sections.
Общий расход подаваемого в автоклав кислорода поддерживают в пределах 105-120% от количества, необходимого для полного окисления сульфидов.The total flow rate of oxygen supplied to the autoclave is maintained within the range of 105-120% of the amount necessary for the complete oxidation of sulfides.
Автоклавное окисление упорных концентратов обычно проводят в многосекционных горизонтальных автоклавах, имеющих от 4 до 8 секций. Каждая секция снабжена мешалкой, и только первая секция, которую обычно делают удвоенного или утроенного объема, имеет две или три мешалки соответственно. Подача кислорода осуществляется в каждую секцию под мешалки. Такая конструкция автоклава позволяет легко подавать желаемое количество кислорода в каждую секцию, управляя, таким образом, окислением сульфидов по ходу движения пульпы в автоклаве.Autoclave oxidation of refractory concentrates is usually carried out in multi-sectional horizontal autoclaves having from 4 to 8 sections. Each section is equipped with a stirrer, and only the first section, which is usually doubled or tripled, has two or three stirrers, respectively. Oxygen is supplied to each section under the mixer. This design of the autoclave makes it possible to easily supply the desired amount of oxygen to each section, thus controlling the oxidation of sulfides along the pulp in the autoclave.
Процесс автоклавного окисления протекает автогенно за счет тепла экзотермических реакций и не требует дополнительных энергетических затрат на нагрев выщелачиваемой пульпы. Более того, при окислении концентратов, содержащих свыше 6-7% сульфидной серы, в автоклаве выделяется избыток тепла, для компенсации которого в автоклав подают «острую» воду. Подача воды производится индивидуально в каждую секцию, что, при необходимости, дает возможность поддерживать в каждой секции свою температуру (в известных пределах), отличающуюся от температуры в соседней секции на 20-30°С.The autoclave oxidation process proceeds autogenously due to the heat of exothermic reactions and does not require additional energy costs for heating the leached pulp. Moreover, during the oxidation of concentrates containing more than 6-7% sulfide sulfur, an excess of heat is generated in the autoclave, to compensate for which “sharp” water is supplied to the autoclave. Water is supplied individually to each section, which, if necessary, makes it possible to maintain in each section its temperature (within certain limits), which differs from the temperature in the neighboring section by 20-30 ° C.
Как правило, процесс окисления упорных концентратов проводят при подаче большей части кислорода (60-80%) в первую секцию. Остальные 40-20% распределяют (с постепенным убыванием) по остальным секциям. Для большинства концентратов такое распределение бывает оправданным, так как позволяет большую часть сульфидов окислять уже в первой секции и повышает общую производительность автоклава.As a rule, the oxidation of refractory concentrates is carried out when most of the oxygen (60-80%) is supplied to the first section. The remaining 40-20% is distributed (with a gradual decrease) in the remaining sections. For most concentrates, this distribution is justified, since it allows most of the sulfides to be oxidized already in the first section and increases the overall performance of the autoclave.
Однако для концентратов двойной упорности такое распределение не всегда оказывается оптимальным. В результате окисления большей части сульфидной серы в первой секции автоклава в последних секциях почти не остается не окислившихся сульфидов, что приводит к возрастанию в этих секциях отношения концентраций Fe3+/Fe2+ и соответствующему повышению окислительно-восстановительного потенциала автоклавного раствора. В этих условиях получают развитие реакции (1)-(3), приводящие к переводу части золота в форму, не извлекаемую при последующем цианировании.However, for concentrates of double persistence, such a distribution is not always optimal. As a result of the oxidation of most of the sulfide sulfur in the first section of the autoclave in the last sections, almost no oxidized sulfides remain, which leads to an increase in the concentration ratio of Fe 3+ / Fe 2+ in these sections and a corresponding increase in the redox potential of the autoclave solution. Under these conditions, reactions (1) - (3) are developed, leading to the conversion of part of the gold to a form that cannot be recovered during subsequent cyanidation.
В предлагаемом способе количество кислорода, подаваемого в первую секцию, ограничивают минимальным количеством, необходимым лишь для создания автогенного режима; основное же количество кислорода подают в последующие секции, а именно: 10-50% подают в первую секцию, 5-20% в последнюю и остальной кислород - в промежуточные секции. При этом температуру в первой секции поддерживают на 5-20°С ниже, чем в последующих. Такое контролируемое распределение кислорода и температуры по секциям автоклава позволяет уменьшить время пребывания окисляемой пульпы в условиях повышенного окислительно-восстановительного потенциала и, тем самым, снизить переход золота на углистое вещество, а, следовательно, и потери золота при последующем цианировании.In the proposed method, the amount of oxygen supplied to the first section is limited to the minimum amount necessary only to create an autogenous mode; the main amount of oxygen is supplied to the subsequent sections, namely: 10-50% is supplied to the first section, 5-20% to the last and the rest of the oxygen to the intermediate sections. The temperature in the first section is maintained at 5-20 ° C lower than in the subsequent ones. Such a controlled distribution of oxygen and temperature over sections of the autoclave can reduce the residence time of the oxidized pulp under conditions of increased redox potential and, thereby, reduce the transition of gold to carbonaceous matter, and, consequently, the loss of gold during subsequent cyanidation.
Дополнительным фактором повышения извлечения золота в предлагаемом способе является проведение автоклавного окисления при подаче в автоклав кислорода в количестве 105-120% от того количества, которое теоретически (стехиометрически) необходимо для полного окисления сульфидов. Для руд и концентратов, не содержащих углистого вещества, процесс автоклавного окисления часто ведут при расходе кислорода выше 120% (вплоть до 150-170%). Это гарантирует полноту окисления сульфидов, высокую производительность автоклава и высокое извлечение золота. Однако для концентратов двойной упорности в соответствии с предлагаемым способом расход кислорода не должен превышать 120%, в противном случае чрезмерно повышается парциальное давление кислорода, возрастает окислительно-восстановительный потенциал в последних секциях автоклава, и растут потери золота вследствие протекания реакций (1)-(3). Подача кислорода в количестве менее 105% также нежелательна, так как возрастает опасность неполного окисления сульфидов и дополнительных потерь из-за неполного вскрытия золота.An additional factor in increasing the extraction of gold in the proposed method is the autoclave oxidation when oxygen is supplied to the autoclave in an amount of 105-120% of the amount that is theoretically (stoichiometrically) necessary for the complete oxidation of sulfides. For ores and concentrates that do not contain carbonaceous matter, the autoclave oxidation process is often carried out with oxygen consumption above 120% (up to 150-170%). This ensures the completeness of sulfide oxidation, high autoclave productivity and high gold recovery. However, for concentrates of double persistence, in accordance with the proposed method, the oxygen consumption should not exceed 120%, otherwise the oxygen partial pressure increases excessively, the redox potential in the last sections of the autoclave increases, and gold losses increase due to reactions (1) - (3 ) An oxygen supply of less than 105% is also undesirable, since the risk of incomplete oxidation of sulfides and additional losses due to incomplete opening of gold increases.
Способ иллюстрируется следующими примерами.The method is illustrated by the following examples.
Вышесказанное подтверждается, но не ограничивается, примерами реализации предлагаемого способа в сравнении со способом ближайшего аналога.The above is confirmed, but not limited to, examples of the implementation of the proposed method in comparison with the method of the closest analogue.
Экспериментальная проверка осуществлялась на флотационном золотосодержащем концентрате двойной упорности, полученном при обогащении руды одного из отечественных месторождений. Состав концентрата приведен в таблице 1.An experimental check was carried out on a flotation gold-bearing concentrate of double tenacity obtained by ore dressing at one of the domestic deposits. The composition of the concentrate is shown in table 1.
Автоклавное окисление проводили в пилотном автоклаве, представляющем собой четырехсекционный горизонтальный аппарат из титана полезной емкостью 35 л с пятью мешалками. Первая секция имела 2 мешалки и удвоенный, по сравнению с другими секциями, объем. Автоклав оборудован системами непрерывной загрузки и разгрузки пульпы и сброса абгаза, а также системами посекционной подачи кислорода, охлаждающей воды и отбора проб окисленной пульпы. Управление работой автоклава осуществлялось оператором-технологом с персонального компьютера. Всего было проведено 9 опытов.Autoclave oxidation was carried out in a pilot autoclave, which is a four-section horizontal apparatus of titanium with a useful capacity of 35 l with five mixers. The first section had 2 mixers and doubled, in comparison with other sections, volume. The autoclave is equipped with continuous pulp loading and unloading systems and exhaust gas discharge systems, as well as sectional oxygen supply systems, cooling water and oxidized pulp sampling systems. The autoclave was controlled by an operator-technologist from a personal computer. A total of 9 experiments were conducted.
Испытания включали следующие операции:Tests included the following operations:
- доизмельчение концентрата (в опытах 8 и 9 с добавкой 25% известняка) в шаровой мельнице до крупности 5-15% класса +45 мкм (1-3% +71 мкм);- regrinding of the concentrate (in experiments 8 and 9 with the addition of 25% limestone) in a ball mill to a particle size of 5-15% of the class +45 microns (1-3% +71 microns);
- фильтрацию полученной пульпы;- filtering the resulting pulp;
- репульпацию кека дистиллированной водой до Ж:Т=1,1;- cake repulpation with distilled water to W: T = 1.1;
- подачу полученной пульпы в автоклав с помощью насоса высокого давления;- feeding the resulting pulp to the autoclave using a high pressure pump;
- автоклавное окисление в пилотном автоклаве; поддержание заданной температуры в каждой секции осуществлялось автоматически путем подачи воды; заданный расход кислорода в каждую секцию поддерживался автоматически; в процессе опыта проводили посекционный отбор проб пульпы;- autoclave oxidation in a pilot autoclave; maintaining the desired temperature in each section was carried out automatically by supplying water; the set oxygen consumption in each section was maintained automatically; in the process of experiment conducted sectional sampling of pulp;
- кондиционирование окисленной пульпы путем ее перемешивания в течение 2 ч при температуре 90-95°С (для растворения основного сульфата железа);- conditioning the oxidized pulp by stirring it for 2 hours at a temperature of 90-95 ° C (to dissolve the basic iron sulfate);
- сгущение, фильтрацию и отмывку окисленного продукта;- thickening, filtering and washing the oxidized product;
- цианирование окисленного продукта в бутылочном агитаторе (анионит АМ-2Б, концентрация цианида 0,2-0,05%, pH 10-11, продолжительность 24 ч).- cyanidation of the oxidized product in a bottle agitator (anion exchange resin AM-2B, cyanide concentration 0.2-0.05%, pH 10-11, duration 24 hours).
Автоклавное окисление проводили в непрерывном режиме, остальные операции - в периодическом. Концентрация хлорид-иона создавалась добавкой расчетного количества хлорида натрия в охлаждающую воду. Результаты этих пилотных опытов при контролируемой подаче кислорода по секциям автоклава и посекционному регулированию температуры (общее давление в автоклаве 3,25 МПа; концентрация хлорид-иона в автоклавной пульпе 18-20 мг/л) приведены в таблице 2.Autoclave oxidation was carried out in a continuous mode, the rest of the operations in a batch mode. The chloride ion concentration was created by adding the calculated amount of sodium chloride to the cooling water. The results of these pilot experiments with controlled oxygen supply through sections of the autoclave and sectional temperature control (total pressure in the autoclave 3.25 MPa; the concentration of chloride ion in the autoclave pulp 18-20 mg / l) are shown in table 2.
В опыте 1 автоклавное окисление провели в соответствии с условиями ближайшего аналога - большую часть кислорода (70%») подали в первую секцию (по 35% под каждую из двух мешалок), остаток распределили по остальным секциям; температуру поддерживали одинаковой (225°С) во всех секциях. Максимальное извлечение золота (86%) было достигнуто в третьей секции, в последней, четвертой секции оно снизилось до 80%. Это свидетельствует о том, что в последней секции получают развитие реакции (1)-(3), следствием чего и является снижение извлечения.In experiment 1, autoclave oxidation was carried out in accordance with the conditions of the closest analogue — most of the oxygen (70% ”) was supplied to the first section (35% for each of the two mixers), the residue was distributed over the remaining sections; the temperature was maintained the same (225 ° C) in all sections. The maximum gold recovery (86%) was achieved in the third section; in the last, fourth section, it decreased to 80%. This indicates that in the last section, reactions (1) - (3) are developed, which results in a decrease in recovery.
В опыте 2 подачу кислорода в первую секцию снизили до 50%, температуру по секциям, как и в опыте 1, сохранили одинаковой во всех секциях (225°С). Распределение извлечения золота по секциям несколько изменилось, причем в последней секции по сравнению с опытом 1 немного возросло (с 80 до 82%).In experiment 2, the oxygen supply to the first section was reduced to 50%, the temperature in the sections, as in experiment 1, was kept the same in all sections (225 ° C). The distribution of gold recovery by sections changed slightly, and in the last section, compared with experiment 1, it increased slightly (from 80 to 82%).
В опыте 3 в первую секцию подавали всего 35% кислорода, но распределение температуры сохранили прежним. Извлечение золота в четвертой секции возросло до 84%, а в третьей до 89%.In experiment 3, only 35% of oxygen was supplied to the first section, but the temperature distribution was kept the same. Gold recovery in the fourth section increased to 84%, and in the third to 89%.
В опыте 4 подачу кислорода в первую секцию уменьшили до 25% и, одновременно, снизили температуру до 215°С. Это привело к тому, что максимальное извлечение золота было получено не в третьей секции, как во всех предыдущих опытах, а в четвертой, а по величине (89%) превзошло извлечение в опытах 1-3.In experiment 4, the oxygen supply to the first section was reduced to 25% and, at the same time, the temperature was reduced to 215 ° C. This led to the fact that the maximum gold recovery was obtained not in the third section, as in all previous experiments, but in the fourth, and in magnitude (89%), it exceeded the extraction in experiments 1-3.
В опыте 5 распределение кислорода сохранили таким же, как в опыте 4, но температуру в первой секции снизили еще больше - до 205°С. В результате извлечение золота в четвертой секции возросло до 91%.In experiment 5, the oxygen distribution was kept the same as in experiment 4, but the temperature in the first section was reduced even more - to 205 ° C. As a result, gold recovery in the fourth section increased to 91%.
Опыт 6 по существу повторил опыт 5, за исключением того, что температуру в первой секции дополнительно снизили на 5°С - до 200°С. Это позволило поднять извлечение золота в последней секции до 92%.Experiment 6 essentially repeated experiment 5, except that the temperature in the first section was further reduced by 5 ° C to 200 ° C. This made it possible to raise the gold recovery in the last section to 92%.
Опыты 1-6 проводились при одинаковом суммарном расходе кислорода 120% от необходимого для полного окисления сульфидов. В опыте 7 распределение кислорода и температур по секциям автоклава сохранили таким же, как в опыте 6, но суммарный расход кислорода увеличили до 130%, т.е. на 10% выше, чем в предлагаемом способе. Видно, что извлечение золота существенно уменьшилось - в третьей секции до 86%, а в четвертой до 89%.Tests 1-6 were carried out with the same total oxygen consumption of 120% of the necessary for the complete oxidation of sulfides. In experiment 7, the distribution of oxygen and temperatures over the sections of the autoclave was kept the same as in experiment 6, but the total oxygen consumption was increased to 130%, i.e. 10% higher than in the proposed method. It can be seen that gold recovery decreased significantly - in the third section to 86%, and in the fourth to 89%.
Опыты 8 и 9 проведены с добавкой известняка, причем в опыте 8 распределение кислорода и температур по секциям было, как в ближайшем аналоге (большую часть кислорода подавали в первую секцию, а температуру во всех секциях поддерживали одинаковой), а в опыте 9 по предлагаемому способу (в первую секцию подавали только 40% кислорода, а температура была на 20°С ниже, чем в остальных секциях).Experiments 8 and 9 were carried out with the addition of limestone, and in experiment 8, the distribution of oxygen and temperature in the sections was as in the closest analogue (most of the oxygen was supplied to the first section, and the temperature in all sections was kept the same), and in experiment 9 according to the proposed method (only 40% of oxygen was supplied to the first section, and the temperature was 20 ° C lower than in the other sections).
Полученные результаты показывают, что проведение автоклавного окисления в соответствии с предлагаемым способом дает существенное повышение извлечения золота, по сравнению с ближайшим аналогом.The results show that conducting autoclave oxidation in accordance with the proposed method gives a significant increase in gold recovery, compared with the closest analogue.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016146430A RU2629125C1 (en) | 2016-11-25 | 2016-11-25 | Method of processing gold-containing concentrates of double holding |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016146430A RU2629125C1 (en) | 2016-11-25 | 2016-11-25 | Method of processing gold-containing concentrates of double holding |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2629125C1 true RU2629125C1 (en) | 2017-08-24 |
Family
ID=59744942
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2016146430A RU2629125C1 (en) | 2016-11-25 | 2016-11-25 | Method of processing gold-containing concentrates of double holding |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2629125C1 (en) |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4405569A (en) * | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
| US4610724A (en) * | 1984-09-27 | 1986-09-09 | Sherritt Gordon Mines Limited | Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic material |
| US5232491A (en) * | 1991-10-25 | 1993-08-03 | Dominion Mining Limited | Activation of a mineral species |
| WO1998011019A1 (en) * | 1996-09-11 | 1998-03-19 | Newmont Gold Company | Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon |
| EP1101829A1 (en) * | 1999-11-17 | 2001-05-23 | Boliden Mineral AB | The recovery of gold from refractory ores and concentrates of such ores by cyanide leaching |
| RU2385959C1 (en) * | 2008-10-28 | 2010-04-10 | Владислав Владимирович Смолянинов | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores |
| RU2434064C1 (en) * | 2010-07-26 | 2011-11-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock |
| RU2514900C2 (en) * | 2012-07-04 | 2014-05-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-иследовательский центр "Гидрометаллургия" | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness |
-
2016
- 2016-11-25 RU RU2016146430A patent/RU2629125C1/en active
Patent Citations (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4405569A (en) * | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
| US4610724A (en) * | 1984-09-27 | 1986-09-09 | Sherritt Gordon Mines Limited | Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic material |
| US5232491A (en) * | 1991-10-25 | 1993-08-03 | Dominion Mining Limited | Activation of a mineral species |
| WO1998011019A1 (en) * | 1996-09-11 | 1998-03-19 | Newmont Gold Company | Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon |
| US5851499A (en) * | 1996-09-11 | 1998-12-22 | Newmont Gold Company | Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon |
| EP1101829A1 (en) * | 1999-11-17 | 2001-05-23 | Boliden Mineral AB | The recovery of gold from refractory ores and concentrates of such ores by cyanide leaching |
| RU2385959C1 (en) * | 2008-10-28 | 2010-04-10 | Владислав Владимирович Смолянинов | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores |
| RU2434064C1 (en) * | 2010-07-26 | 2011-11-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock |
| RU2514900C2 (en) * | 2012-07-04 | 2014-05-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-иследовательский центр "Гидрометаллургия" | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU685755B2 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant | |
| JP6629238B2 (en) | Process for recovering copper from arsenic-containing and / or antimony-containing copper sulfide concentrates | |
| CN119491108A (en) | Leaching of copper ore | |
| AU2003287781A2 (en) | Recovering metals from sulfidic materials | |
| McDonald et al. | Pressure oxidation leaching of chalcopyrite: Part II: Comparison of medium temperature kinetics and products and effect of chloride ion | |
| CN102787240A (en) | Method for comprehensive recovery of valuable metals from tin anode mud | |
| AU2007216422B2 (en) | Method for recovering copper from a copper sulphide ore | |
| DE60106269T2 (en) | TREATMENT OF ELEMENTARY SULFUR MATERIALS BY PRESSURE RINSING AT HIGH TEMPERATURE FOR THE PRODUCTION OF SULFURIC ACID AND METAL RECOVERY | |
| RU2514900C2 (en) | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness | |
| CN1081239C (en) | Processf or the leaching of chalcopyrite | |
| CN1875120A (en) | Extraction method | |
| US12116650B2 (en) | Method for dissolving metallogenically primary copper metals obtained from ores and/or chalcopyrite concentrates that contain same | |
| JPH02197533A (en) | Separation method of valuable metals | |
| EP3882365B1 (en) | Solid-liquid-solid method for the solubilisation of copper minerals and concentrates, independent of the redox potential and with low consumption of water and acid | |
| RU2629125C1 (en) | Method of processing gold-containing concentrates of double holding | |
| AU2021239047A1 (en) | Oxidative heap leaching of base metals | |
| Cowan et al. | A parameters study of the novel atmospheric pyrite oxidation process with Lewatit® AF 5 catalyst | |
| RU2361937C1 (en) | Preparation method of resistant sulphide ore and concentrates to leaching | |
| RU2175991C1 (en) | Manganese ore processing method | |
| RU2657254C1 (en) | Method of gold recovery from solid silver-containing sulfide ores of concentrates and of secondary raw materials | |
| RU2636775C2 (en) | Two-fold hardness gold-bearing concentrates processing method | |
| DE2323130A1 (en) | INTERPRETATION OF SULPHIDE CONCENTRATES | |
| Polezhaev et al. | Complex processing technology of gold-bearing concentrates: Autoclave leaching with subsequent roasting | |
| RU2552217C1 (en) | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness | |
| RU2732819C1 (en) | Method for autoclave processing of carbonaceous gold-containing concentrates using additional oxidant reagent |