RU2837914C1 - Method for complex processing of gold ore production wastes - Google Patents
Method for complex processing of gold ore production wastes Download PDFInfo
- Publication number
- RU2837914C1 RU2837914C1 RU2024117590A RU2024117590A RU2837914C1 RU 2837914 C1 RU2837914 C1 RU 2837914C1 RU 2024117590 A RU2024117590 A RU 2024117590A RU 2024117590 A RU2024117590 A RU 2024117590A RU 2837914 C1 RU2837914 C1 RU 2837914C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- filtered
- filtrate
- added
- hours
- solid
- Prior art date
Links
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims abstract description 30
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 23
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 21
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 21
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 20
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 14
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 49
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 45
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 36
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 23
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 22
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 21
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 20
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 claims abstract description 14
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 10
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 7
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 6
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 claims abstract description 6
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 5
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 23
- 239000013049 sediment Substances 0.000 claims description 16
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 claims description 12
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 11
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 238000010276 construction Methods 0.000 abstract description 2
- 239000011521 glass Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 description 7
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 7
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 7
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 6
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 5
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 5
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 4
- 229910003641 H2SiO3 Inorganic materials 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- NPEWZDADCAZMNF-UHFFFAOYSA-N gold iron Chemical compound [Fe].[Au] NPEWZDADCAZMNF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 2
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 238000006277 sulfonation reaction Methods 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MKPXGEVFQSIKGE-UHFFFAOYSA-N [Mg].[Si] Chemical group [Mg].[Si] MKPXGEVFQSIKGE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- DLHONNLASJQAHX-UHFFFAOYSA-N aluminum;potassium;oxygen(2-);silicon(4+) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Si+4].[Si+4].[Si+4].[K+] DLHONNLASJQAHX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N ammonia Natural products N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- -1 and after grinding Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007792 gaseous phase Substances 0.000 description 1
- 239000010438 granite Substances 0.000 description 1
- 125000005843 halogen group Chemical group 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- ORUIBWPALBXDOA-UHFFFAOYSA-L magnesium fluoride Chemical compound [F-].[F-].[Mg+2] ORUIBWPALBXDOA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000010445 mica Substances 0.000 description 1
- 229910052618 mica group Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000069 nitrogen hydride Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N silicic acid Chemical compound O[Si](O)(O)O RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 1
- 125000000020 sulfo group Chemical group O=S(=O)([*])O[H] 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к технологии переработки техногенных отходов, полученных после извлечения благородных металлов из золотоносной руды, с получением ценных компонентов, которые могут быть использованы в химической, строительной, огнеупорной, электротехнической, металлургической, резинотехнической, стекольной и других отраслях промышленности. The invention relates to the technology of processing man-made waste obtained after the extraction of precious metals from gold-bearing ore, with the production of valuable components that can be used in the chemical, construction, refractory, electrical, metallurgical, rubber, glass and other industries.
Известен способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов и руд, включающий шихтование, обжиг, обработку газовой фазы и выщелачивание огарка с извлечением золота, серебра, цветных и редких металлов. Шихту готовят смешиванием концентрата с хлоридом аммония при массовом соотношении 1:0,3-1:3,0. При этом в шихту дополнительно вводят уголь при массовом соотношении 1:0,01-1:0,1 и подвергают обжигу при температуре не выше 300°C с получением в газовой фазе смеси сублиматов FeCl2+FeCl3, которые подвергают восстановлению из них железа в металлической форме высокой чистоты при температуре 550-650°С (патент RU 2607681; МПК C22B 11/06; 2017 год).A method for processing sulphide gold-bearing concentrates and ores is known, including batching, roasting, gas phase treatment and leaching of cinder with the extraction of gold, silver, non-ferrous and rare metals. The batch is prepared by mixing the concentrate with ammonium chloride in a weight ratio of 1:0.3-1:3.0. In this case, coal is additionally introduced into the batch in a weight ratio of 1:0.01-1:0.1 and roasted at a temperature of no more than 300 °C to obtain a mixture of FeCl 2 +FeCl 3 sublimates in the gas phase, which are subjected to reduction of iron from them in high-purity metallic form at a temperature of 550-650 °C (patent RU 2607681; IPC C22B 11/06; 2017).
Однако, недостатком способа является ухудшение экологии окружающей среды за счет использования вредного для экологии хлора при переводе железа в газообразную фазу, загрязнения сточных вод хлоридами металлов и выделения в атмосферу газообразного HCl.However, the disadvantage of this method is the deterioration of the environment due to the use of environmentally harmful chlorine when converting iron into a gaseous phase, the pollution of wastewater with metal chlorides and the release of gaseous HCl into the atmosphere.
Известен способ сепарационной обработки гранитного порошка и хвостов золото-железорудного месторождения, в котором сырье после измельчения помещают в бункер-накопитель, в бункер-накопитель добавляют воду; сырье проходит через сито с сеткой 60 меш, что позволяет получать мелкие и крупнозернистые материалы; крупнозернистые материалы направляются в шаровую мельницу для измельчения после добавления воды, при этом после измельчения получаются материалы, которые проходят через цилиндрическое сито и имеют размер менее 80 меш.; мелкодисперсные материалы подаются на цилиндрическое сито для просеивания, чтобы можно было получить материалы размером менее 80 меш. Материалы размером менее 80 меш подаются в блендер для полного смешивания и дальнейшей подачи в магнитный сепаратор первого сорта для получения неочищенного железа и других компонентов; неочищенное железо подается в механизм отделения железного порошка для получения готового железного порошок; другие полученные компоненты подаются в дешламатор для обесшламливания, а затем подаются в накопитель и перекачиваются на стол для отмывки для получения полуфабрикаты слюды и фракций, которые подвергаются высокомагнитной обработке для получения калиевого полевого шпата (патент CN 104646171; МПК B03B 1/00, B03B 7/00; 2017 год).A method for separation processing of granite powder and tailings of a gold-iron ore deposit is known, in which the raw materials are placed in a storage bin after grinding, water is added to the storage bin; the raw materials pass through a sieve with a mesh of 60 mesh, which makes it possible to obtain fine and coarse-grained materials; coarse-grained materials are sent to a ball mill for grinding after adding water, and after grinding, materials are obtained that pass through a cylindrical sieve and have a size of less than 80 mesh; finely dispersed materials are fed to a cylindrical sieve for sifting so that materials of less than 80 mesh can be obtained. Materials of less than 80 mesh are fed to a blender for complete mixing and further fed to a first-grade magnetic separator to obtain crude iron and other components; crude iron is fed to an iron powder separation mechanism to obtain finished iron powder; other obtained components are fed to a deslimer for desliming, and then fed to a storage tank and pumped to a washing table to obtain semi-finished mica and fractions, which are subjected to high-magnetic treatment to obtain potassium feldspar (patent CN 104646171; IPC B03B 1/00, B03B 7/00; 2017).
Однако, недостатком способа является низкое извлечение железа за счет извлечения только его магнитной фракции и является актуальным только для переработки хвостов золото-железорудного месторождений.However, the disadvantage of this method is the low iron extraction due to the extraction of only its magnetic fraction and is only relevant for processing gold-iron ore deposit tailings.
Известен многоэлементный способ переработки отходов золотосодержащих хвостохранилищ, включающий подачу отходов в шаровую мельницу через ленточный конвейер для измельчения руды; затем остатки отходов пропускают через ковш для перемешивания, добавляют 24-26 г ксантогената и 19-20 г флотационного масла на тонну отходов золотодобычи, после полного перемешивания остатки отходов поступают во флотационную машину для флотации, в результате концентрирования получается серусодержащий концентрат, хвосты поступают в циклон через хвостовой насос и возвращаются в шаровую мельницу для повторного измельчения с помощью обратного потока; а затем хвосты поступают в спиральный желоб и из него поступают на трехступенчатую магнитную сепарацию для извлечения железа (патент CN 106000624; B03B 9/06; 2017 год).A multi-element method for processing gold-bearing tailing dump waste is known, which includes feeding the waste into a ball mill through a belt conveyor to crush the ore; then the waste residues are passed through a mixing bucket, 24-26 g of xanthate and 19-20 g of flotation oil are added per ton of gold mining waste, after complete mixing, the waste residues are fed to a flotation machine for flotation, as a result of concentration, a sulfur-containing concentrate is obtained, the tailings are fed to a cyclone through a tail pump and returned to the ball mill for re-grinding using a reverse flow; and then the tailings are fed to a spiral trough and from it are fed to a three-stage magnetic separation to extract iron (patent CN 106000624; B03B 9/06; 2017).
К недостаткам способа относятся низкое извлечение железа за счет извлечения только его магнитной фракции и большое количество примесей (железа, органики) в отвальном кварце. Флотационный метод предназначен только для сульфидного сырья, для переработки окисленных материалов метод флотации не применим.The disadvantages of the method include low iron extraction due to the extraction of only its magnetic fraction and a large amount of impurities (iron, organics) in the waste quartz. The flotation method is intended only for sulphide raw materials; the flotation method is not applicable for processing oxidized materials.
Известен способ утилизации отходов золоторудного производства с концентрацией золота путем сульфирования расплавленной соли при сверхнизкой температуре, в котором после получения золотосодержащего концентрата осуществляют многоступенчатую магнитную сепарацию остатка, содержащего железо и кремний, с получением железорудного концентрата и кремнийсодержащего шлака (патент CN 113355524; МПК B03B1/00, B03B1/04, B03B9/06, C01B33/12, C22B1/02, C22B11/02, C22B15/00, C22B7/00; 2021 год). A known method for recycling gold ore production waste with gold concentration by sulfonation of molten salt at an ultra-low temperature, in which, after obtaining a gold-containing concentrate, a multi-stage magnetic separation of the residue containing iron and silicon is carried out to obtain an iron ore concentrate and silicon-containing slag (patent CN 113355524; IPC B03B1/00, B03B1/04, B03B9/06, C01B33/12, C22B1/02, C22B11/02, C22B15/00, C22B7/00; 2021).
Недостатком способа является низкое извлечение железа за счет извлечения только его магнитной фракции. Сульфирование для концентрации золота приводит в дальнейшем к загрязнению серой железосодержащего продукта, например, замещением атома галогена на сульфогруппу, а наличие серы в железосодержащем продукте не допускает его дальнейшего использования для получения железа. The disadvantage of the method is the low iron extraction due to the extraction of only its magnetic fraction. Sulfonation for gold concentration subsequently leads to sulfur contamination of the iron-containing product, for example, by replacing the halogen atom with a sulfo group, and the presence of sulfur in the iron-containing product does not allow its further use for obtaining iron.
Таким образом, перед авторами стояла задача повысить степень универсальности способа комплексной переработки отходов золоторудного производства за счет обеспечения извлечения всех фракций железа (магнитных и немагнитных) наряду с извлечением ряда других макроэлементов.Thus, the authors were faced with the task of increasing the degree of universality of the method for complex processing of gold ore production waste by ensuring the extraction of all iron fractions (magnetic and non-magnetic) along with the extraction of a number of other macroelements.
Поставленная задача решена в предлагаемом способе комплексной переработке отходов золоторудного производства, включающем последовательное извлечение из отходов ценных макроэлементов, в котором к отходам в виде кека добавляют 38%-ную соляную кислоту при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 2-2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 48 – 72 часов, фильтруют, к полученному фильтрату добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 0,5-0,6 л/л фильтрата и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин, фильтруют, полученный твердый осадок является готовым продуктом, фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному фильтрацией раствора после обработки 50%-ной соляной кислотой, добавляют 20%-ный гидроксид натрия при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 5-5,5 и помещают в автоклав с выдержкой при постоянном перемешивании и температуре 210-220оС в течение 1,5 – 2 часов, после чего фильтруют, твердый осадок направляют в отвал, а к фильтрату медленно добавляют 38%-ную соляную кислоту до получения рН = 1-2 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2-3 часов, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом, а к фильтрату медленно добавляют 25%-ный раствор аммиака до получения рН = 10-11 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом, а фильтрат направляют в сточные воды.The stated problem is solved in the proposed method for the complex processing of gold ore production waste, including the sequential extraction of valuable macroelements from the waste, in which 38% hydrochloric acid is added to the waste in the form of a cake at a solid to liquid ratio of T : L = 1 : 2-2.5 and kept with constant stirring and room temperature for 48 - 72 hours, filtered, 50% hydrofluoric acid is added to the resulting filtrate in an amount of 0.5-0.6 l / l of the filtrate and kept with constant stirring and room temperature for 30-40 minutes, filtered, the resulting solid precipitate is the finished product, the filtrate is sent to wastewater, while 20% sodium hydroxide is added to the solid precipitate obtained by filtration of the solution after treatment with 50% hydrochloric acid at a solid to liquid ratio of T : L = 1: 5-5.5 and placed in an autoclave with constant stirring and a temperature of 210-220 o C for 1.5 - 2 hours, after which it is filtered, the solid sediment is sent to the dump, and 38% hydrochloric acid is slowly added to the filtrate until pH = 1-2 is obtained and kept with constant stirring and room temperature for 2-3 hours, filtered, the solid sediment after washing with distilled water and drying is the finished product, and 25% ammonia solution is slowly added to the filtrate until pH = 10-11 is obtained and kept with constant stirring and room temperature for 30-40 minutes, filtered, the solid sediment after washing with distilled water and drying is the finished product, and the filtrate is sent to wastewater.
В настоящее время из патентной и научно-технической литературы не известен способ комплексной переработке отходов золоторудного производства путем последовательного извлечения из отходов золоторудного производства ценных макроэлементов с использованием ряда химических реагентов, обеспечивающих получение готовых продуктов, в предлагаемых авторами условиях проведения процесса химического взаимодействия. At present, no method for the comprehensive processing of gold ore production waste by sequentially extracting valuable macroelements from gold ore production waste using a number of chemical reagents that ensure the production of finished products under the conditions for carrying out the chemical interaction process proposed by the authors is known from patent and scientific literature.
В ходе исследований, проведенных авторами, ими был разработан универсальный способ комплексной переработки отходов золоторудного производства, обеспечивающий высокую степень извлечения железа, кремния и магния для дальнейшего возможного их использования в различных областях промышленности. Предлагаемый способ включает постадийное взаимодействие комплекса химических реагентов с отходами с образованием на каждой стадии твердого осадка(готового продукта) и фильтрата с последовательной дальнейшей его обработкой. На первой стадии добавление к отходам в виде кека соляной кислоты обеспечивает разложение кремниймагниевых соединений с переводом магния в жидкую фазу в соответствии с реакцией MgO+2HCl=MgCl2+H2O. Дальнейшее добавление плавиковой кислоты позволяет получить в твердом осадке фторид магния (MgF2), который является готовым продуктом. Автоклавная обработка полученного после обработки кека соляной кислотой твердого осадка в присутствии гидроксда натрия позволяет перевести содержащийся в осадке кремний в жидкую фазу в соотвествии с реакцией 2NaOH + SiO2 → Na2SiO3 + H2O, а обработка полученного щелочного раствора соляной кислотой при определенном значении рН способствует выделению в осадок кремниевой кислоты в соотвествии с реакцией Na2SiO3 + 2HCl → H2SiO3↓ + 2NaCl, которая после промывания дистиллированной водой и сушки является готовым продуктом (SiO2·H2O). Дальнейшее добавление к полученному после фильтрования кислотному раствору 25%-ного раствора аммиака до получения рН, равного 10, способствует выпадению твердого осадка, который после фильтрации, промывания дистиллированной водой и сушки является готовым продуктом (Fe(OH)3), фильтрат направляют в сточные воды. In the course of the research conducted by the authors, they developed a universal method for the complex processing of gold ore production waste, ensuring a high degree of extraction of iron, silicon and magnesium for their further possible use in various industries. The proposed method includes a step-by-step interaction of a complex of chemical reagents with waste with the formation of a solid sediment (finished product) and a filtrate with its subsequent sequential processing at each stage. At the first stage, adding hydrochloric acid to the waste in the form of cake ensures the decomposition of silicon-magnesium compounds with the transfer of magnesium to the liquid phase in accordance with the reaction MgO + 2HCl = MgCl 2 + H 2 O. Further addition of hydrofluoric acid allows obtaining magnesium fluoride (MgF 2 ) in the solid sediment, which is a finished product. Autoclave treatment of the solid precipitate obtained after processing the cake with hydrochloric acid in the presence of sodium hydroxide allows the silicon contained in the precipitate to be transferred into the liquid phase in accordance with the reaction 2NaOH + SiO 2 → Na 2 SiO 3 + H2O, and treatment of the resulting alkaline solution with hydrochloric acid at a certain pH value promotes the precipitation of silicic acid in accordance with the reaction Na 2 SiO 3 + 2HCl → H 2 SiO 3 ↓ + 2NaCl, which after washing with distilled water and drying is the finished product (SiO 2 H 2 O). Further addition of a 25% ammonia solution to the acidic solution obtained after filtration until a pH of 10 is obtained promotes the precipitation of a solid precipitate, which after filtration, washing with distilled water and drying is the finished product (Fe(OH) 3 ), the filtrate is sent to wastewater.
Предлагаемый способ может быть осуществлен следующим образом. К отходам золоторудного производства в виде кека добавляют 50%-ную соляную кислоту при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 2-2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 48 – 72 часов, фильтруют, к полученному фильтрату добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 0,5-0,6 л/л фильтрата и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин., фильтруют, полученный твердый осадок является готовым продуктом (MgF2), фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному фильтрацией раствора после обработки 50%-ной соляной кислотой, полученному после обработки исходного кека соляной кислотой, добавляют 20%-ный гидроксид натрия при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 5-5,5 и помещают в автоклав с выдержкой при постоянном перемешивании и температуре 210-220оС в течение 1,5 – 2 часов, после чего фильтруют, твердый осадок, полученный после обработки в автоклаве, направляют в отвал, а к фильтрату, полученному фильтрацией раствора после автоклавной обработки, медленно добавляют 38%-ную соляную кислоту до получения рН = 1-2 с постоянным контролем рН и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2-3 часа, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом – кремниевой кислотой, а к фильтрату – жидкому кислотному раствору медленно добавляют 25%-ный раствор аммиака до получения рН = 10-11 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин., фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом (Fe(OH)3, а фильтрат направляют в сточные воды. Полученные продукты аттестованы рентгенофазовым анализом.The proposed method can be implemented as follows. To the waste of gold ore production in the form of cake is added 50% hydrochloric acid at a solid to liquid ratio of S:L = 1:2-2.5 and kept with constant stirring and room temperature for 48-72 hours, filtered, to the resulting filtrate is added 50% hydrofluoric acid in an amount of 0.5-0.6 l/l of filtrate and kept with constant stirring and room temperature for 30-40 minutes, filtered, the resulting solid precipitate is the finished product (MgF 2 ), the filtrate is sent to wastewater, while to the solid precipitate obtained by filtration of the solution after treatment with 50% hydrochloric acid, obtained after treating the original cake with hydrochloric acid, is added 20% sodium hydroxide at a solid to liquid ratio of S:L = 1:5-5.5 and placed in an autoclave with constant stirring and a temperature of 210-220 o C for 1.5 - 2 hours, after which it is filtered, the solid precipitate obtained after processing in the autoclave is sent to the dump, and 38% hydrochloric acid is slowly added to the filtrate obtained by filtering the solution after autoclave processing until pH = 1-2 is obtained with constant pH control and maintained with constant stirring and room temperature for 2-3 hours, filtered, the solid precipitate after washing with distilled water and drying is the finished product - silicic acid, and a 25% ammonia solution is slowly added to the filtrate - a liquid acid solution until pH = 10-11 is obtained and maintained with constant stirring and room temperature for 30-40 minutes, filtered, the solid precipitate after washing with distilled water and drying is ready product (Fe(OH) 3 , and the filtrate is sent to wastewater. The resulting products are certified by X-ray phase analysis.
Предлагаемый способ иллюстрируется следующими примерами.The proposed method is illustrated by the following examples.
Пример 1. Отходы золоторудного производства в виде кека, содержащие 62,9% SiO2, 2,2% Al2O3, 18,46% Fe2O3, 15,4% MgO, 0,99% CaO в количестве 50г смешивают с 100мл. 50% HCl, что соответствует соотношению Т:Ж=1:2 и выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 25°С в течение 48ч. Затем фильтруют. К полученному после обработки соляной кислотой фильтрату добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 35 мл, что соответствует 0,5 л/л фильтрата, и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30мин, фильтруют, получают твердый осадок в виде белого порошка в количестве 6,4 г. По данным РФА продукт является MgF2 с процентом извлечения 68%, фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному после обработки соляной кислотой, в количестве 44г. смешивают с 220 мл. 20% NaOH, что соотвествует соотношению Т:Ж=1:5, и помещают в автоклав, выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 220°С в течение 1,5ч. Автоклав остужают, раствор фильтруют. Твердый осадок в количестве 11,9г. отправляют в отвал, а в фильтрат - жидкий щелочной раствор добавляют 38% -ную HCl до получения рН=1 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2 часов. Получают твердый осадок, который отфильтровывают, промывают дистиллированной водой, сушат. Получают белый порошок в количестве 17,5 г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу SiO2·H2O(H2SiO3) c процентом извлечения 85 %. В жидкий кислотный раствор с рН= 1 добавляют 25%-ный раствор NH3 до получения рН=10 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30мин. Раствор фильтруют, твердый осадок промывают дистиллированной водой, сушат. Получают бурый порошок в количестве 3,5г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу Fe(OH)3 c процентом извлечения 64 %. Фильтрат направляют в сточные воды.Example 1. Waste from gold mining in the form of cake containing 62.9% SiO 2 , 2.2% Al 2 O 3 , 18.46% Fe 2 O 3 , 15.4% MgO, 0.99% CaO in the amount of 50 g is mixed with 100 ml of 50% HCl, which corresponds to a ratio of S:L = 1:2 and maintained with constant stirring and a temperature of 25 °C for 48 hours. Then filtered. To the filtrate obtained after treatment with hydrochloric acid, 50% hydrofluoric acid is added in the amount of 35 ml, which corresponds to 0.5 l/l of filtrate, and the mixture is kept with constant stirring and room temperature for 30 min, filtered, a solid sediment in the form of a white powder in the amount of 6.4 g is obtained. According to the X-ray diffraction data, the product is MgF 2 with an extraction percentage of 68%, the filtrate is directed to wastewater, while the solid sediment obtained after treatment with hydrochloric acid in the amount of 44 g is mixed with 220 ml. 20% NaOH, which corresponds to the ratio S:L = 1:5, and placed in an autoclave, kept with constant stirring and a temperature of 220 ° C for 1.5 hours. The autoclave is cooled, the solution is filtered. Solid sediment in the amount of 11.9 g. The filtrate is sent to the waste heap, and 38% HCl is added to the filtrate - liquid alkaline solution until pH = 1 is obtained with constant monitoring with a pH meter and kept with constant stirring and room temperature for 2 hours. A solid precipitate is obtained, which is filtered off, washed with distilled water, and dried. A white powder is obtained in the amount of 17.5 g. According to the X-ray diffraction results, the precipitate is a phase of SiO 2 H 2 O (H 2 SiO 3 ) with an extraction percentage of 85%. A 25% solution of NH 3 is added to the liquid acid solution with pH = 1 until pH = 10 is obtained with constant monitoring with a pH meter and kept with constant stirring and room temperature for 30 min. The solution is filtered, the solid precipitate is washed with distilled water and dried. A brown powder is obtained in the amount of 3.5 g. According to the results of X-ray diffraction, the sediment is a Fe(OH) 3 phase with an extraction rate of 64%. The filtrate is sent to wastewater.
Пример 2. Отходы золоторудного производства в виде кека, содержащие 62,9% SiO2, 2,2% Al2O3, 18,46% Fe2O3, 15,4% MgO, 0,99% CaO, в количестве 50г смешивают с 125мл. 50% HCl, что соответствует соотношению Т:Ж=1:2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 25°С в течение 72 ч. Затем фильтруют. К полученному после обработки соляной кислотой фильтрату (1) добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 39 мл, что соответствует 0,6 л/л фильтрата, и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 40мин., фильтруют, получают твердый осадок в виде белого порошка в количестве 6,7 г. По данным РФА продукт является MgF2 с процентом извлечения 72%, фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному после обработки соляной кислотой, в количестве 42г. смешивают с 231 мл. 20% NaOH, что соотвествует соотношению Т:Ж=1:5,5, и помещают в автоклав, выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 220°С в течение 2 ч. Автоклав остужают, раствор фильтруют. Твердый осадок в количестве 11,7г. отправляют в отвал, а в фильтрат - жидкий щелочной раствор добавляют 38% -ную HCl до получения рН=2 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 3 часов. Получают твердый осадок, который отфильтровывают, промывают дистиллированной водой, сушат. Получают белый порошок в количестве 18,3 г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу SiO2·H2O(H2SiO3) c процентом извлечения 87%. В жидкий кислотный раствор с рН= 1 добавляют 25%-ный раствор NH3 до получения рН=11 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 40мин. Раствор фильтруют, твердый осадок промывают дистиллированной водой, сушат. Получабт бурый порошок в количестве 4,2 г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу Fe(OH)3 c процентом извлечения 68 %. Фильтрат направляют в сточные воды.Example 2. Waste from gold mining in the form of cake containing 62.9% SiO 2 , 2.2% Al 2 O 3 , 18.46% Fe 2 O 3 , 15.4% MgO, 0.99% CaO, in the amount of 50 g is mixed with 125 ml of 50% HCl, which corresponds to a ratio of S:L = 1:2.5 and maintained with constant stirring and a temperature of 25 °C for 72 hours. Then filtered. To the filtrate obtained after treatment with hydrochloric acid (1) add 50% hydrofluoric acid in the amount of 39 ml, which corresponds to 0.6 l/l of filtrate, and maintain with constant stirring and room temperature for 40 min., filter, obtaining a solid sediment in the form of a white powder in the amount of 6.7 g. According to X-ray diffraction data, the product is MgF 2 with an extraction percentage of 72%, the filtrate is directed to wastewater, while the solid sediment obtained after treatment with hydrochloric acid in the amount of 42 g. is mixed with 231 ml. 20% NaOH, which corresponds to the ratio S:L = 1:5.5, and placed in an autoclave, maintained with constant stirring and a temperature of 220 ° C for 2 hours. The autoclave is cooled, the solution is filtered. Solid sediment in the amount of 11.7 g. The filtrate, a liquid alkaline solution, is sent to the waste heap, and 38% HCl is added to the filtrate until pH=2 is obtained, with constant monitoring by a pH meter, and the mixture is kept at room temperature and stirred for 3 hours. A solid precipitate is obtained, which is filtered, washed with distilled water, and dried. A white powder is obtained in the amount of 18.3 g. According to the X-ray diffraction data, the precipitate is a SiO2 H2O ( H2SiO3 ) phase with an extraction percentage of 87%. A 25% NH3 solution is added to the liquid acid solution with pH=1 until pH=11 is obtained, with constant monitoring by a pH meter, and the mixture is kept at room temperature and stirred for 40 min. The solution is filtered, the solid precipitate is washed with distilled water and dried. A brown powder in the amount of 4.2 g is obtained. According to the results of X-ray diffraction, the sediment is a Fe(OH) 3 phase with an extraction percentage of 68%. The filtrate is sent to wastewater.
Таким образом, авторами предлагается универсальный способ комплексной переработки отходов золоторудного производства, обеспечивающий извлечение всех фракций железа (магнитных и немагнитных) наряду с извлечением кремния и магния.Thus, the authors propose a universal method for the complex processing of gold ore production waste, ensuring the extraction of all iron fractions (magnetic and non-magnetic) along with the extraction of silicon and magnesium.
Claims (1)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2837914C1 true RU2837914C1 (en) | 2025-04-07 |
Family
ID=
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN120591576A (en) * | 2025-08-07 | 2025-09-05 | 云南贵金属实验室有限公司 | A method for dissolving iron in a noble metal-enriched high-silicon and high-tungsten ferroalloy |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2120487C1 (en) * | 1997-12-23 | 1998-10-20 | Амурский комплексный научно-исследовательский институт Амурского научного центра Дальневосточного отделения РАН | Method of processing gold-containing crude |
| RU99111434A (en) * | 1999-05-31 | 2001-02-27 | Тульское государственное научно-исследовательское геологическое предприятие (ТулНИГП) | METHOD FOR PROCESSING DUMPED CEKS OF BIOHYDROMETALLURGICAL PROCESSING OF GOLD-ARSENIC CONCENTRATES |
| RU2627141C1 (en) * | 2016-10-03 | 2017-08-03 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВПО "ЗабГУ") | Recovery method of gold factories waste pulpes |
| CN107557570A (en) * | 2017-10-30 | 2018-01-09 | 北京矿冶研究总院 | Method for comprehensively recovering valuable metals from cyanidation tailings |
| CN115739381A (en) * | 2022-11-14 | 2023-03-07 | 山东国环固废创新科技中心有限公司 | Comprehensive utilization process of gold tailings without tailings |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2120487C1 (en) * | 1997-12-23 | 1998-10-20 | Амурский комплексный научно-исследовательский институт Амурского научного центра Дальневосточного отделения РАН | Method of processing gold-containing crude |
| RU99111434A (en) * | 1999-05-31 | 2001-02-27 | Тульское государственное научно-исследовательское геологическое предприятие (ТулНИГП) | METHOD FOR PROCESSING DUMPED CEKS OF BIOHYDROMETALLURGICAL PROCESSING OF GOLD-ARSENIC CONCENTRATES |
| RU2627141C1 (en) * | 2016-10-03 | 2017-08-03 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВПО "ЗабГУ") | Recovery method of gold factories waste pulpes |
| CN107557570A (en) * | 2017-10-30 | 2018-01-09 | 北京矿冶研究总院 | Method for comprehensively recovering valuable metals from cyanidation tailings |
| CN115739381A (en) * | 2022-11-14 | 2023-03-07 | 山东国环固废创新科技中心有限公司 | Comprehensive utilization process of gold tailings without tailings |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN120591576A (en) * | 2025-08-07 | 2025-09-05 | 云南贵金属实验室有限公司 | A method for dissolving iron in a noble metal-enriched high-silicon and high-tungsten ferroalloy |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US10988826B2 (en) | Hydrometallurgical treatment process for extraction of precious, base and rare elements | |
| CN110343859B (en) | Treatment process for extracting precious elements, base elements and rare elements | |
| AU2016204728B2 (en) | Method for the Extraction and Recovery of Vanadium | |
| CN100567524C (en) | Process for treating dust and residues from electric and other furnaces containing zinc oxide and zinc ferrite | |
| CN103415631A (en) | Dissolution and recovery of at least one element nb or ta and of at least one other element u or rare earth elements from ores and concentrates | |
| CN102127653A (en) | Process for extracting gold by modified pressure oxidation-cyaniding | |
| Xian et al. | Extraction of molybdenum and nickel from roasted Ni–Mo ore by hydrochloric acid leaching, sulphation roasting and water leaching | |
| RU2740930C1 (en) | Pyrite cinder processing method | |
| KR102460982B1 (en) | metal recovery from pyrite | |
| Tamboli et al. | Recovery of copper oxide from e-waste using ashing, size reduction, nitric acid leaching, solvent extraction and stripping-precipitation: Parametric and scaling up studies and fate of scarce metals | |
| RU2837914C1 (en) | Method for complex processing of gold ore production wastes | |
| US3883345A (en) | Process for the recovery of antimony | |
| RU2353679C2 (en) | Metals extraction from sulfide materials | |
| RU2721731C1 (en) | Method of leaching and extraction of gold and silver from pyrite cinder | |
| Shuai et al. | Oxygen pressure leaching–flotation joint process for Jinbaoshan platinum group minerals | |
| EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
| US3701651A (en) | Process for production of mercury | |
| GHITA et al. | EXPLORING THE POTENTIAL OF RARE EARTH ELEMENT RECOVERY FROM MONAZITE | |
| RU2745389C1 (en) | Method for processing copper-containing materials with release of precious metal concentrate | |
| RU2255126C1 (en) | Thermohydrometallurgical method of complex processing of puritic ore copper concentrate and extraction of non-ferrous and noble metals | |
| RU2692341C1 (en) | Method for complex extraction of group 1 and group 8 metals | |
| RU2751395C1 (en) | Method for processing refractory carbonaceous gold-bearing ores | |
| Khamidullaev et al. | HYDROMETALLURGICAL PROCESSING OF ENRICHMENT PRODUCTS | |
| Nkosi et al. | Upgrading of titaniferous slag to a saleable titania feedstock using a roast-leach process | |
| Abdirashid et al. | DEVELOPMENT OF TECHNOLOGY FOR PROCESSING SULFURIC ACID WASTE AND CONVERTER DUST |