Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано при извлечении золота из руд и продуктов их обогащения. Способ включает измельчение руды до крупности минус 0,1 мм и растворение золота в роданидно-перманганатных растворах с отношением молярных концентраций перманганат-иона к роданид-иону не ниже 2:1. Техническим результатом является быстрое и полное извлечение золота при значительном снижении производительных затрат по сравнению с технологией прямого цианирования. 4 табл.
Формула изобретения
Способ извлечения золота из руд, включающий измельчение руды и растворение золота в растворе роданида и реагента, отличающийся тем, что измельчение руды ведут до крупности минус 0,1 мм, а растворение проводят в растворе роданида и перманганата при молярном отношении перманганат-иона к роданид-иону не ниже 2:1.
Описание изобретения к патенту
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано при извлечении золота из руд концентратов и полупродуктов.
Растворение золота в цианистых растворах описывается реакцией, выраженной уравнением
4Au +8NaCN+2H 2 О+О 2 =4NaAu(CN) 2 +4NOH [1]
Из уравнения реакции следует, что скорость растворения золота определяется скоростью доставки цианид-иона и кислорода к поверхности золота и причем одновременно. Для достижения этого необходимо интенсивно перемешивать пульпу и глубоко насыщать раствор кислородом, поэтому процесс растворения золота носит затяжной характер, измеряемый нередко десятками часов.
Попытки ускорить процесс растворения золота цианированием под давлением кислорода [2] или применением сильных окислителей, таких как перекись водорода, пиролюзит, надсернокислый аммоний [3], озон [4], не дали положительного эффекта прежде всего из-за интенсивного растворения примесей. обуславливающих повышенный расход цианида.
Наиболее близким аналогом по совокупности существенных признаков является процесс, в котором раскрыт способ извлечения золота из руд в растворе роданида и реагента-окислителя (прототип) [5].
Все известные способы, в том числе и прототип, имеют ряд серьезных недостатков. Прежде всего, это очень медленное растворение золота. Поэтому для осуществления процесса растворения требуется задалживание значительных объемов бакового оборудования, снабженного перемешивающими устройствами и оборудованием для насыщения пульп кислородом воздуха, а при применении пиролюзита требуется еще подогрев пульп и повышенный расход защитной щелочи. Кроме того, к доставке и хранению цианидов предъявляются весьма серьезные требования по охране, устройству складских помещений и помещений первичного расходования цианидов.
Задачей, на решение которой направлено изобретение, является разработка способа извлечения золота из руд, позволяющая не только ускорить, но и повысить скорость перевода золота в раствор при значительно меньших эксплуатационных и энергетических затратах, улучшить экологию передела руд в целом.
Она достигается способом извлечения золота из руд, включающим измельчение руды и растворение золота в растворе роданида и реагента, в котором, согласно изобретению, измельчение руды ведут до крупности менее 0,1 мм, а растворение проводят в растворе роданида и перманганата при молярном отношении перманганат-иона к роданид-иону не ниже 2:1 Процесс растворения золота описывается химическими реакциями, выраженными уравнением 2:
3Au+6KCNS+13KMnO 4 +28H 2 О=3KAu(CN) 2 +6K 2 SO 4 +13Mn(OH) 4 +4KOH (2)
Изучение влияния температуры (таблица 2) показало, что с ростом температуры качественные показатели процесса ухудшаются, а с температуры 60°С растворение золота прекращается практически полностью. Это связано с тем, что марганец переходит практически полностью в нерастворимое соединение (пиролюзит), который в нейтральных и слабощелочных растворах в процессе окисления не участвует.
Методика проведения опытов по извлечению золота из руд была следующей: руда измельчалась до крупности 100% минус 0,1 мм. Навеска руды в 1 кг помещалась в фарфоровый стакан объемом 2 л, заливалась раствором испытываемой концентрации до Т:Ж=1:1 и при нормальной температуре (18-20°C) механически перемешивалась в установленный промежуток времени. Твердый остаток подвергался пробирному анализу, в растворе золото определялось пламенной фотометрией.
Результаты опытов представлены в таблице 3.
В опыте 5 (таблица 3) приведены данные по извлечению золота в раствор при помоле пробы руды 100% минус 0,075 мм.
Из данных опытов следует, что определяющее влияние на извлечение золота из руды оказывает крупность помола, т.е. механическое вскрытие поверхности золотин.
Из раствора золото цементировалось цинковой пылью Беловского завода.
Из реакции, выраженной уравнением (2), следует, что при обороте растворов и подаче свежих реагентов для корректировки их концентрации в растворе постепенно идет наращивание содержания сульфат-иона и цианид-иона. Марганец же в форме пиролюзита выделяется с отделяемым рудным остатком. Для выделения из раствора сульфат-иона с рудным остатком в раствор перед сгущением и фильтрацией подается известковое молоко. Для поддержания постоянного состава раствора часть его систематически отбирается из системы, очищается и сбрасывается в хвостохранилище.
Показатели по извлечению золота, при условии оборачиваемости раствора с корректировкой по содержанию основных реагентов, представлены в таблице 4.
Первичная концентрация, мг/л: KCNS 250, KMnO 4 500, Т:Ж=1:1, продолжительность растворения 4 часа, температура нормальная.
С шестого опыта и далее использован раствор, полученный от задачи в пульпу опыта 5 известкового молока для полного осаждения сульфат-иона. При этом частично произошло снижение в растворе концентрации цианид-иона. Средний расход по восьми опытам составил, г/т руды: роданида калия 87, перманганата калия 344, окиси кальция 50.
| Таблица 2 Влияние температуры среды на скорость растворения золота С KCNS =200 мг/л, CKMnO 4 =600 мл/г |
|||
| № п/п | Температура, °С | Время растворения, час | Содержание золота в растворе, мг/л |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| 1 | 10 | 2 | 60 |
| 4 | 100 | ||
| 6 | 100 | ||
| 2 | 20 | 2 | 52 |
| 4 | 99 | ||
| 6 | 100 | ||
| 3 | 40 | 2 | 43 |
| 4 | 91 | ||
| 6 | 93 | ||
| 4 | 60 | 2 | 36 |
| 4 | 80 | ||
| 6 | 79 | ||
| Таблица 4 Показатели по извлечению золота из руды Тополинского месторождения при оборачиваемости растворов |
|||||
| № п/п | Оборот раствора | Дозировки | реагентов | Концентрация цианид-иона, мг/л | Извлечение золота, % |
| KMnO 4 | KCNS | ||||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| 1. | Первичный раствор | 350 | 125 | 69 | 87 |
| 2. | 1 | 400 | 100 | 124 | 93 |
| 3. | 2 | 150 | 50 | 140 | 94 |
| 4. | 3 | 75 | 25 | 153 | 96 |
| 5. | 4 | 75 | 25 | 167 | 98 |
| 6. | 5 | 40 | 13 | 173 | 98 |
| 7. | 6 | 150 | 50 | 132 | 96 |
| 8. | 7 | 150 | 50 | 145 | 97 |
1. Н.Н.Севрюков, Б.А.Кузьмин, Е.В.Челищев «Общая металлургия», М., Металлургия, 1976, 568 с., с.293-298.
2. И.Н.Масленицкий, В.В.Доливо-Добровольский, Г.Н.Доброхотов и др. «Автоклавные процессы в цветной металлургии», М., Металлургия, 1969, 348 с.
3. Т.В.Новикова, М.Д.Ивановский, B.C.Стрижко, Т.Г.Макарова «Извлечение цианистых соединений цветных и благородных металлов из растворов флотационных фабрик сорбцией на анионите АВ-17х10П» МИСиС, научные труды №91 за 1976 г., стр.71-78.
4. В.П.Меретуков, В.С.Ловчиков, М.Д.Ивановский «Кинетика выщелачивания полиметаллических сульфидных концентратов озонированными сернокислыми растворами» МИСиС, научные труды №91 за 1976 г. С.87-93.
5. Итоги науки и техники, серия Металлургия цветных металлов, М., ВИНИТИ, 1987 г., стр.53-54.
Источник: www.freepatent.ru
Способ извлечения золота из руд
Использование: обогащение полезных ископаемых, флотация руд. Сущность изобретения: рудную пульпу последовательно кондиционируют с флокулянтом (Ф), углемасляными агломератами и вспенивателем. Выделяют флотацией насыщенные золотом агломераты АЗ. Сжигают АЗ с получением золотосодержащей золы. Плавят золу в слитки золота.
В качестве Ф вводят полиакриламид или карбоксиметилцеллюлозу или суперфлок. Соотношение Ф с рудой составляет от 5 10 — 6 : 1 до 7,5 10 — 6 . 1 з. п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых, в частности к извлечению благородных металлов из рудных пульп флотацией с использованием эффектов адгезии и флокуляции.
Известен способ пенной флотации тонкоизмельченных минералов, согласно которому пульпу обрабатывают собирателем, вспенивателем и полимерным флокулянтом поливиниловым эфиром или полибутадиеном, который диспергируют в несущей жидкости, например в пенообразователе [1] Недостатком способа является низкое извлечение тонкодисперсного золота, неселективность флокулянта к золоту и золотосодержащим сульфидам.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому изобретению является способ извлечения золота из руд, включающий обработку рудной пульпы флотореагентами и угольно-нефтяными агломератами, выделение насыщенных золотом агломератов флотацией, сжигание агломератов с получением золотосодержащей золы и плавку золы в слитки золота [2] Недостатком способа является низкое извлечение золота из труднообогатимых упорных тонкокрапленных окисленных золотосодержащих руд, при вскрытии которых тонкодисперсные частицы золота и золотосодержащих сульфидов (0,04-0,02 мм) из-за отсутствия поверхностно-адсорбционных свойств не закрепляются на поверхности угольно-масляных агломератов.
Задачей, на решение которой направлено изобретение, является повышение извлечения тонкодисперсного золота из труднообогатимых руд.
Сущность изобретения заключается в том, что в способе извлечения золота из руд, включающем последовательное кондинционирование рудной пульпы с углемасляными агломератами, вспенивателем, выделение насыщенных золотом агломератов флотацией, сжигание агломератов с получением золотосодержащей золы и плавку золы в слитки золота, согласно изобретению, перед подачей углемасляных агломератов в кондиционирование вводят флокулянт. В качестве флокулянта используют полиакриламид или карбоксиметилцеллюлозу или суперфлок при его соотношении с рудой от 5 x x10 -6 :1 до 7,5 10 -6 :1.
Сопоставительный анализ заявляемого технического решения с прототипом показывает наличие в нем существенных признаков, отличающих его от прототипа, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию «новизна».
Соответствие заявляемого способа требованию изобретательского уровня обусловлено тем, что совокупность его отличительных от прототипа существенных признаков за счет осуществления агломерации предварительно селективно сфлокулированного тонкодисперсного свободного золота и золотосодержащих сульфидов благодаря усилению межмолекулярного взаимодействия золотосодержащих флокул и углемасляных агломератов повышает извлечение золота, при этом в качестве селективного флокулянта для золота и золотосодержащих сульфидов используется полиакриламид или карбоксиметилцеллюлоза или суперфлок при указанных соотношениях с рудой, что явным образом не следует из известного.
П р и м е р. Предлагаемый способ испытан в лабораторных условиях на руде, содержащей 7 г/т золота, в т.ч. 35% свободного и 65% ассоциированного с сульфидами. Содержание сульфидов 1% (пирит, арсенопирит). Величина выделений золота очень мала, свободные частицы имеют размеры от 0,04-0,02 мм до субмикроскопического.
Руда измельчалась в шаровой мельнице в режиме измельчения Т:Ж:Ш=1:0,5:6 до крупности 98% класса минус 0,074 мм. Полученная пульпа подвергалась последовательному кондиционированию с флокулянтом, углемасляными агломератами и вспенивателем, затем проводилась флотация с извлечением агломератов в концентрат.
В качестве флокулянта использовались органические анионные полимеры, полиакриламид (ПАА) или карбоксиметилцеллюлоза (КМЦ) или суперфлок, в качестве вспенивателя Т-80. Для приготовления углемасляных агломератов в качестве носителя использовался уголь Вознесенского месторождения, который измельчался непосредственно перед приготовлением агломератов до крупности 98% класса минус 0,074 мм. В качестве масляного агента связующего использовалось дизельное топливо из расчета 25-40% от массы угля. Агломераты приготавливались непосредственно перед вводом их в контакт с рудной пульпой путем перемешивания углемасляной смеси в турбулентном режиме в течение 30 мин. Средний эквивалентный диаметр агломератов, определенный с помощью микроскопа МБС-1 и, составлял 2-4 мм.
Расход реагентов в г на 1 т руды: Флокулянт 5,0, 7,5 Соотношение между флокулянтом и рудой 5 10 -6 :1, 7,5 10 -6 :1 Агломераты (по углю) 4000 Т-80 280 Пульпа с массовой долей твердого 33% Продолжительность кондиционирования с флокулянтом составляет 5 мин, с углемасляными агломератами 10 мин, с Т-80 1 мин. Продолжительность флотации 25 мин.
Опыт проводили по схеме, представленной на чертеже.
Способ извлечения золота по прототипу проводился с теми же операциям, что и предлагаемый, но без обработки пульпы флокулянтом.
Для сравнения предлагаемый способ проводился при соотношении флокулянта с рудой 2,5 . 10 -6 :1; 10 . 10 -6 :1.
Результаты испытаний представлены в таблице.
Из данных таблицы следует, что предлагаемый способ обеспечивает в сравнении с прототипом снижение потерь золота с хвостами флотации от 4,2 до 7,0% при повышении степени концентрации золота в концентрате.
Предлагаемый способ может быть использован на золотоизвлекательных фабриках Токурского, Ключевского, Дарасунского, Тасеевского, Многовершинного месторождений.
1. СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУД, включающий последовательное кондиционирование рудной пульпы с углемаслянными агломератами, вспенивателем, выделение насыщенных золотом агломератов флотацией, сжигание последних с получением золотосодержащей золы и плавку золы в слитки золота, отличающийся тем, что перед подачей углемаслянных агломератов в кондиционирование вводят флокулянт.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве флокулянта вводят полиакриламид, или карбоксиметилцеллюлозу, или суперфлок при соотношении с рудой (5 10 — 6 : 1) — (7,5 10 — 6 : 1).
Похожие патенты:
Изобретение относится к области обогащения медно-цинковых и полиметаллических руд и продуктов и может быть применено при флотационном разделении пиритсодержащих сульфидных руд, а также при обезмеднении и обезжелезнении цинковых концентратов
Источник: findpatent.ru
Презентация на тему Принципы извлечения золота и серебра из сырья. Технологии получения благородных металлов с использованием различных методов
ПРИНЦИПЫ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РУДНОГО СЫРЬЯ 4Au + 8KCN + O2 + 2H2O = 4K[Au(CN)2] + 4KOH 2KAu(CN)2 + Zn = K2Zn(CN)4 + 2Au гравитационное обогащение; амальгамация; цианирование.
- Главная
- Разное
- Принципы извлечения золота и серебра из сырья. Технологии получения благородных металлов с использованием различных методов
Слайды и текст этой презентации
Слайд 1Металлургия благородных металлов
Лекция № 2
Общие принципы извлечения
золота и серебра из сырья. Технологии получения
благородных металлов с использованием различных методов.
Лектор старший преподаватель кафедры цветных металлов и золота, кандидат технических наук Сельницын Роман Сергеевич
Слайд 2ПРИНЦИПЫ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РУДНОГО СЫРЬЯ
4Au +
8KCN + O2 + 2H2O = 4K[Au(CN)2]
+ 4KOH
2KAu(CN)2 + Zn = K2Zn(CN)4 + 2Au
Слайд 3ОСНОВНЫЕ ВИДЫ ПРОЦЕССОВ И ОПЕРАЦИЙ В МЕТАЛЛУРГИИ БЛАГОРОДНЫХ
МЕТАЛЛОВ
Согласно порядку обработки руды операции можно разделить
на следующие группы:
— Подготовительные операции механической обработки руды:
дробление, измельчение, классификация, сгущение. Их задачей является полное или частичное раскрытие зерен минералов, содержащих извлекаемый компонент, для приведения руды в состояние, удобное для выщелачивания.
— Гравитационное обогащение или амальгамация для выделения относительно крупных частиц металла перед выщелачиванием или перед флотацией, если она предшествует выщелачиванию.
— Подготовительные операции, изменяющие химический состав руды перед ее дальнейшим выщелачиванием:
– отмывка растворимых солей;
– окислительный или восстановительный обжиг (в случае окисли-
тельного обжига возможны разновидности: сульфатизирующий,
ферритизирующий и др.), спекание.
Целью этих операций является разложение химических соединений, трудно поддающихся выщелачиванию, или удаление вредных
растворимых примесей.
Основные операции выщелачивания и промывки
Подготовка растворов к дальнейшему осаждению из них металлов может состоять из двух операций:
– отделение взвешенных частиц (осветление);
– удаление из раствора примесей, вредных для последующего
– осаждения благородных металлов, рядом химических операций (очистка растворов от примесей).
Слайд 4ОСНОВНЫЕ ВИДЫ ПРОЦЕССОВ И ОПЕРАЦИЙ В МЕТАЛЛУРГИИ БЛАГОРОДНЫХ
МЕТАЛЛОВ
— Осаждение металлов из растворов :
– осаждение
более электроположительных металлов вытеснением
их более электроотрицательными (восстановление – цементация);
– адсорбция – поглощение вещества из жидкости твердым телом
(ионитами, активированным углем);
– осаждение в виде нерастворимого соединения, например сульфида, воздействием на растворы сероводородом или сульфидами металлов:
2AuCl3 + 3H2S = Au2S + 6HCl + 2S,
3CuS + 2AuCl3 = Au2S3 + 3CuCl2,
3FeS + 2AuCl3 = Au2S3 + 3FeCl2,
3PbS + 2AuCl3 = Au2S3 + 3PbCl2;
– восстановление неметаллами, например, железа, сернистым газом, древесным углем:
2AuCl3 + 6FeSO4 = 2Au + 2FeCl3 + 2Fe2(SO4)3,
2AuCl3 + 3SO2 + 6H2O = 2Au + 6HCl + 3H2SO4,
4AuCl3 + 6H2O + 3C = 4Au + 12HCl + 3CO2.
— Переработка осадка от предыдущих операций для получения
конечной продукции.
Основным операциям гидрометаллургической обработки сопутствуют вспомогательные (транспортирование, перекачивание и др.).
Гидрометаллургические операции часто комбинируются с операция-
ми обогащения (особенно с флотацией).
Источник: thepresentation.ru