Forbidden

You don't have permission to access /zzz_siteguard.php on this server.

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ - Патент РФ 2025521
Главная страница  |  Описание сайта  |  Контакты
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ

Патент Российской Федерации
Суть изобретения: Изобретение относится к способу переработки упорного золотосодержащего сульфидного сырья, включающему смешивание его с флюсами, плавку шихты с получением шлака и металлизированного расплава, охлаждение и извлечение золота. Сущность изобретения: перед смешиванием с флюсами из сырья удаляют серу и мышьяк, смешивание продукта ведут с известковыми и силикатными флюсами в количествах, обеспечивающих отношение CaO к SiO2 в исходной шихте больше 1, золотосодержащее сырье - остальное, плавку ведут до полного расплавления. 1 табл.
Поиск по сайту

1. С помощью поисковых систем

   С помощью Google:    

2. Экспресс-поиск по номеру патента


введите номер патента (7 цифр)

3. По номеру патента и году публикации

2000000 ... 2099999   (1994-1997 гг.)

2100000 ... 2199999   (1997-2003 гг.)
Номер патента: 2025521
Класс(ы) патента: C22B11/00
Номер заявки: 5032213/02
Дата подачи заявки: 13.03.1992
Дата публикации: 30.12.1994
Заявитель(и): Манабаева С.К.; Ланков Б.Ю.
Автор(ы): Манабаева С.К.; Ланков Б.Ю.
Патентообладатель(и): Манабаева Сауле Кабдешевна; Ланков Борис Юрьевич
Описание изобретения: Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам извлечения благородных металлов из трудноперерабатываемого, упорного сульфидного сырья (пиритного, арсенопиритного).
Известны способы переработки упорного золотосодержащего концентрата плавкой совместно с медными или свинцовыми концентратами. При плавке благородные металлы коллектируются штейном или черновым свинцом и выделяются в процессе их рафинирования [1].
Недостатками этих способов являются повышенные расходы на перевозку и довольно значительные потери золота, связанные с транспортированием концентрата и многооперационностью медного и свинцового производства.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к изобретению является способ переработки пиритного золотосодержащего концентрата [2]. В соответствии с этим способом сырье смешивают с флюсом и подвергают плавке. В процессе плавки образуются шлак и железный штейн, который собирает благородные металлы. Полученный расплав охлаждают со скоростью 30-35оС/ч (или 0,5оC/мин). После его измельчения до крупности -0,074 мм проводят цианирование с дальнейшим извлечением азота и серебра из раствора известными методами.
Недостатками прототипа являются
трудоемкость процесса, связанная с большими затратами труда и энергии при измельчении;
сложность технологической схемы, значительное количество последовательных операций при извлечении золота из цианистых растворов;
низкое извлечение золота за счет растворения его в железосодержащем штейне, наличие сульфидной серы снижает эффективность растворения золота в цианистых растворах.
При разработке способа по предлагаемому изобретению ставилась задача получить шлаки с определенными свойствами, позволяющими повысить извлечение золота, упростить технологию и снизить загрязнение окружающей среды.
Это достигается тем, что сырье предварительно обессеривают (при необходимости удаляют и мышьяк), затем полученный продукт смешивают с кальций- и кремнийсодержащими флюсами в количествах, обеспечивающих отношение CaO к SiO2 в шихте больше 1, в зависимости от содержания CaO, SiO2 в исходном продукте и с учетом минимального расхода флюсов, золотосодержащее сырье остальное. Шихту подвергают плавке с последующим охлаждением полученного шлака до момента его самопроизвольного рассыпания в порошок. Скорость охлаждения может варьироваться в широких пределах, вплоть до охлаждения на воздухе и закалки.
Техническая сущность объясняется следующим: в упорном пиритном, арсенопиритном сырье золото микро- и субмикроскопической крупности ассоциировано с сульфидами (пиритом, арсенопиритом). При обжиге такого материала пирит, арсенопирит практически полностью окисляются до гематита с высвобождением частиц золота. В результате дальнейшего расплавления материала с последующим охлаждением металлические капли (в основном золото) начинают укрупняться, образуются корольки золотосодержащего сплава, что в первую очередь обусловлено величиной свободной поверхностной энергии. С возрастанием величины межфазного натяжения увеличивается вероятность контакта золотин, что приводит к их укрупнению и дает возможность их извлечения известными методами обогащения.
Необходимо отметить, что на практике при обжиге сульфидного сырья полностью избавиться от сульфидной серы не удается.
Влияние содержания сульфидной серы в исходной шихте на скорость охлаждения, обеспечивающую саморассыпание шлаков, связано с тем, что при ничтожном содержании сульфидной серы шлаки практически являются гомогенными, а при достаточно большом содержании сульфидной серы - гетерогенными, т.е. имеет место наличие ярко выраженных оксисульфидных составляющих шлака, которые являются менее плотными, чем первые (малосернистые), и под действием β= γ превращения двухкальциевого силиката рассыпаются в порошок при охлаждении как на воздухе, так и при закалке, в противном случае необходимо охлаждать шлаки с определенной скоростью в зависимости от отношения CaO к SiO2 в исходной шихте.
Пиритное сырье предварительно обессеривают, а из арсенопиритного удаляют еще и мышьяк. Наиболее рациональным способом окисления арсенопиритных концентратов является двухстадийный обжиг, при котором в начале в условиях ограниченного доступа воздуха отгоняют мышьяк в виде As2O3, а затем при избытке кислорода - серу [1]. Полученный продукт смешивают с флюсами, содержащими CaO и SiO2 в количествах, обеспечивающих отношение CaO к SiO2 в исходной шихте больше 1, золотосодержащий материал остальное.
Подготовленную таким образом шихту плавят при температуре 1250-1400оС до полного расплавления. В результате плавки образуется шлак со взвешенными в нем металлическими каплями, содержащими металлы (в основном золото) в свободном состоянии.
Расплав в зависимости от содержания в нем сульфидной серы можно охлаждать с различной скоростью (вплоть до закалки и охлаждения на воздухе). В процессе кристаллизации структура шлака претерпевает изменения - твердый двухкальциевый силикат переходит из β -формы в γ-форму с увеличением объема фазы на 10-12%, что при наличии соответствующих условий приводит к самопроизвольному разрушению сплошности матрицы шлака и выделению корольков сплава из общей массы шлака.
Получение шлаков со свойством саморассыпания позволяет исключить операцию измельчения. Кроме того, корольки золотосодержащего сплава можно выделить из шлака с минимальными потерями известными способами обогащения.
П р и м е р 1 (по прототипу). Пиритный концентрат состава, %: 42,93 Fe; 44,77 S; 2,81 SiO2; 0,038 Cu; 0,01 Pb; 0,12 As; 200 г/т Au, смешивали с флюсом, содержащим SiO2, и плавили на штейн. Количество шихты было 20 г, после плавки получилось 15,2 г шлака с вкраплениями штейна железосодержащего со значительным количеством сульфидной серы. После измельчения всей массы до крупности -0,074 мм продукт подвергли цианированию. Извлечение золота в раствор из твердого составило 46%. Остальное количество золота не растворилось и осталось в осадке (опыт 1, таблица).
П р и м е р 2 (по предлагаемому способу). Упорное золотосодержащее сульфидное сырье состава, %: 42,93 Fe; 44,77 S; 2,81 SiO2; 0,038 Cu; 0,01 Pb; 0,12 As; 200 г/т Au, подвергали обжигу с целью удаления сульфидной серы. Обжиг проводили в муфельной печи в интервале температур 500-750оС. В процессе обжига пирит практически полностью окислился до гематита, в малых количествах присутствовали пирротин и магнетит.
Полученный огарок смешивали с флюсующими агентами.
При работе с концентратом данного состава оптимальный состав шихты следующий: 8-10% SiO2; 15-40% CaO, огарок остальное.
20 г шихты помещали в тигель из оксида циркония (или оксида алюминия) и плавили в интервале температур 1250-1400оС до полного расплавления в течение времени. Дальнейшее увеличение температуры является нецелесообразным в связи с высокой химической активностью шлака.
Полученный шлак с вкраплениями золотосодержащего сплава охлаждали с различной скоростью в зависимости от содержания сульфидной серы в исходной шихте (опыты 2-9, таблица).
Шлак в процессе охлаждения самопроизвольно рассыпался в порошок и из него извлекалось золото известными способами обогащения. Извлечение золота составило > 90%.
При содержании в шихте СаО к SiO2 в отношении, равном или меньше 1, получаются шлаки, не обладающие свойством рассыпания. Такие шлаки приходится подвергать трудоемкой операции измельчения, что приводит и к потерям золота на дополнительных операциях обработки шлака (опыты 10, 11, таблица).
С увеличением расхода флюсов (10% SiO2, > 40% CaO) для расплавления шихты необходимо повышать температуру, что нежелательно.
Таким образом, предлагаемое изобретение позволяет значительно повысить извлечение золота из шлаков плавки упорного сульфидного сырья, упростить технологическюу схему его переработки и снизить загрязненность окружающей среды в связи с проблемами промстоков, утилизации цианистых растворов и исключить из технологии трудоемкие операции.
Формула изобретения: СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СУЛЬФИДНОГО СЫРЬЯ, включающий смешивание его с флюсами, плавку шихты с получением шлака и металлизированного расплава, охлаждение и извлечение золота, отличающийся тем, что перед смешиванием с флюсами из сырья удаляют серу и мышьяк, смешивание продукта ведут с известковыми и силикатными флюсами в количествах, обеспечивающих отношение CaO к SiO2 в исходной шихте больше 1, золотосодержащее сырье - остальное, и плавку ведут до полного расплавления.