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    公开号:WO1987001733A1
    申请号:PCT/DE1986/000383
    申请日:1986-09-18
    公开日:1987-03-26
    发明作者:Eberhard Gock；Elias Asiam
    申请人:Eberhard Gock；Elias Asiam；
    IPC主号:C22B11-00
    专利说明:
    [0001] Verfahren zur 6ewinnung, von EdeImetallen aus
    [0002] Erzkonzentraten
    [0003] Die Erfindung betrifft ein naßchemisches Verfahren zur Gewinnung von Gold und Silber durch den direkten oxydierenden, schwefelsauren Aufschluß kohlenstoffhaltiger Erzkonzentrate, insbesondere Arsenopyritkonzentrate (FeAsS2) mit silikatischer Gangart bzw. silikatischer und pyritischer Gangart, wobei Arsen und Eisen fast vollständig in Lösung überführt und die Edelmetalle fast quantitativ zusammen mit dem Kohlenstoff der kohlenstoffhaltigen Substanzen im silikatischen Rückstand angereichert werden. Nach Entkarbonisieren des Rückstandes lassen sich Gold und Silber durch Cyanidlaugung fast ohne Adsorptionsverluste und anschließende Ausfällung gewinnen.
    [0004] Zur Gewinnung von Gold und Silber aus Arsenopyriten werden diese üblicherweise durch Flotation angereichert. Als Gangart enthalten die Arsenopyritkonzentrate grundsätzlich Silikate und in Abhängigkeit vom Lagerstättentyp Pyrite und kohlenstoffhaltige Substanzen wie z. B. Graphit. Da der heute ausnahmslos nachfolgende Röstprozeß zur Verbrennung des Sulfidschwefels in Gegenwart kohlenstoffhaltiger Substanzen thermisch nicht beherrschbar ist, wird versucht, durch Drücken der kohlenstoffhaltigen Substanzen bei der Flotation kohlenstofffreie Arsenopyritkonzentrate zu erzeugen. Dieses gelingt nur partiell und scheidet bei kohlenstoffhaltigen Substanzen, die Edelmetalle adsorbiert enthalten, aus.
    [0005] Das Abrösten von Arsenopyritkonzentraten erfolgt im Temperaturbereich zwischen 500º und 800°C. Um den Arsengehalt der Gase als As2O3 abscheiden zu können, müssen Arsen und Arsensulfide in der Gasphase vollständig oxidiert werden. Dazu ist in der Röstzone ein niedriger Sauerstoffdruck und hoher SO2-Partialdruck erforderlich. Zu hoher Sauerstoffpartialdruck schafft die VorausSetzungen zur Bildung von Metallarsenaten. Der Bruttoreaktionsablauf der Röstung von Arsenopyrit entspricht der nachfolgenden Gleichung:
    [0006] 4 FeAsS + 10 02 2 Fe2O3 + 2 AS2O3 + 4 SO2
    [0007] Die Nachteile dieses Verfahrens sind vielfältig. Zum einen bedeuten die nicht vermeidbaren SO2- und As2O3- Emissionen eine unverantwortliche Umweltbelastung, zum anderen betragen die Goldverluste durch Staubaustrag in Abhängigkeit von der Rösttemperatur mehr als 30 %; bei 802°C ist mit einem Goldverlust von 33,7 % zu rechnen (s. a. Ullmanns Enzyklopädie der Technischen Chemie, Verlag Chemie, Weinheim/Bergstr., 1974). Weitere Edelmetallverluste ergeben sich bei der anschließenden Cyanidlaugung bei unvollkommener Abröstung durch Arsen- bzw. Eisenarsenatüberzüge sowie durch Einschlüsse bei der Sinterung des anfallenden Hämatits (Fe2O3).
    [0008] Es fehlt daher nicht an Versuchen, den pyrometallurgischen Verfahrensschritt der Abröstung von Arsenopyritkonzentraten durch eine naßchemische Prozeßtechnik zu ersetzen .
    [0009] Ein Vorschlag ist die oxidierende Drucklaugung von Arsenopyriten im Autoklaven mit NaOH bei 100ºC und einem Sauerstoffpartialdruck von 10 bar. Dabei wird Arsen in wasserlösliches Na3AsO4 überführt und der Sulfidschwefel bis zum Sulfat oxidiert. Den Laugerückstand bilden im wesentlichen Fe2O3 und die Edelmetalle (Pawlek, F., Metallhüttenkunde, Verlag Walter de Gruyter, Berlin, New York, 1983, S. 639).
    [0010] Der Nachteil dieses Verfahrens ist, daß die silikatische Gangart weitgehend mit aufgelöst wird, wodurch bei der Trennung fest/flüssig durch Gelbildungen erhebliche Filtrationsprobleme entstehen. Weiterhin besitzt das im wesentlichen amorph anfallende Fe2O3 ein sehr gutes Löseverhalten, so daß bei der anschließend vorgesehenen Lösung der Edelmetalle mit Cl2-Gas mit hohen Reagenzkosten zu rechnen ist.
    [0011] Der oxidierende saure Druckaufschluß von Arsenopyriten ist bei den für den basischen Aufschluß genannten Bedingungen grundsätzlich nicht möglich. Zum einen ist die Reaktionsgeschwindigkeit der Auflösung zu gering, zum anderen bewirken wiederum zu lange Reaktionsdauern Hydrolyseerscheinungen unter Bildung von schwerlöslichen Arsenaten und basischen Sulfaten, die die Extraktion des Edelmetallgehaltes mit Cyanidlaugung, insbesondere in Gegenwart kohlenstoffhaltiger Substanzen durch Adsorption unmöglich machen. (Gerlach, J., u. a.: Einfluß des Gitteraufbaues von Metallverbindungen auf ihre Laugbarkeit, Erzmetall, 1972, S. 450).
    [0012] Nach einem neuen Verfahrenskonzept der Stearns Catalytic Ltd. and Arseno Processing Ltd. (Gold recovery from arsenopyrite by the Arseno process, Western Miner, March 1983, S. 21) ist der oxidierende saure Druckaufschluß von pyritfreien Arsenopyritkonzentraten auch bei Temperaturen von 100°C möglich, wenn der Aufschluß in Gegenwart eines Katalysators erfolgt. Als weitere Reaktionsbedingungen werden Sauerstoffdruck von 7 bar und eine Reaktionsdauer von 15 Minuten angegeben.
    [0013] Obgleich eingeräumt werden muß, daß dieses Verfahrenskonzept den gegenwärtig besten Vorschlag zur Aufarbeitung goldhaltiger pyritfreier Arsenopyritkonzentrate darstellt, weist er doch folgende Nachteile auf:
    [0014] 1. Der Prozeß ist abhängig vom Einsatz eines Katalysators, der nicht regenerierbar ist.
    [0015] 2. Die Oxidation des Sulfidschwefels erfolgt unter den angegebenen Reaktionsbedingungen nur bis zum Elementarschwefel, der zwangsläufig bei der Trennung fest/flüssig in das silikatische Goldkonzentrat gerät. Bei der anschließenden oxidierenden Cyanidlaugung im basischen Milieu reagiert der Schwefel mit dem Sauerstoff unter Bildung von Thiosulfat, Polysulfat, Sulfat und Sulfit. Weniger als 0,05 ppm Sulfidschwefel (S2-) setzen jedoch bereits die Goldausbeute bei der Cyanidlaugung gravierend herab (Adamson, R. I., Gold Metallurgy in South Africa, Cape + transvaal Printers Ltd., 1972.).
    [0016] 3. Kohlenstoffhaltige Anteile konzentrieren sich im goldhaltigen silikatischen Rückstand. Es wird angegeben, daß diese Anteile während des Prozesses passiviert werden, so daß bei der nachfolgenden Cyanidlaugung mit Goldverlusten durch Adsorption nicht zu rechnen ist. Mit einer Passivierung des Kohlenstoffs ist jedoch der in den Kohlenstoffpartikeln eingeschlossene Edelmetallanteil bei der nachfolgenden Cyanidlaugung nicht mehr gewinnbar, so daß entsprechende Ausbringungsverluste entstehen.
    [0017] 4. Die Einhaltung der genannten Reaktiohsbedingungen (100º C, 7 bar, 15 min) ist nur bei Abwesenheit von Pyrit möglich; bei 100°C und 8 bar O2-Druck lassen sich nach einer Laugedauer von 15 min maximal 20 % des vorlaufenden Pyrits auflösen (Hähne; H.: Beitrag zur Drucklaugung von Eisensulfiden, Diss. TU Berlin, 1964). Die Abtrennung von Pyrit aus Arsenopyritkonzentrat setzt eine zusätzliche Prozeßstufe (Flotation) voraus. Dieser Weg ist aber nur möglich, wenn es sich um goldfreie Pyrite handelt; dies ist in den meisten Fällen nicht gegeben.
    [0018] Silber befindet sich sowohl im goldhaltigen Rückstand als auch in der Arsen-Eisen-Lösung; der gelöste Anteil ist derzeit nicht gewinnbar und stellt damit einen empfindlichen Verlust dar. Aufgabe der Erfindung ist es, ein naßchemisches Verfahren zur Gewinnung von Gold und Silber sowie eines hochgoldund hochsilberhaltigen, eisen-, arsen- und kohlenstofffreien silikatischen Konzentrates aus Erzkonzentraten, insbesondere aus Arsenopyritkonzentraten oder aus pyrithaltigen Erzkonzentraten, insbesondere aus Arsenopyritkonzentraten, die neben Silikaten kohlenstoffhaltige Substanzen enthalten können, zur Verfügung zu stellen, das eine fast quantitative Gold- und Silberausbeute bzw. die Herstellung eines hochgold und hochsilberhaltigen, eisen-, arsen- und kohlenstofffreien silikatischen Konzentrates bei möglichst wirtschaftlichen Verfahrensbedingungen und unter weitgehender Vermeidung einer Umweltbelastung ermöglicht.
    [0019] Die Patentansprüche 1 bis 4 enthalten die Lösung dieser Aufgabe. Danach werden die Erzkonzentrate nach einer mechano-chemischen Beanspruchung mit einem Energieaufwand von 50 - 500 kWh/t Erzkonzentrat mit bzw. ohne Schwefelsäure bei einer Reaktionsdauer von 15 Minuten bis 6 Stunden und Temperaturen von 50º - 150ºC in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von 0,2 - 20 bar oxidierend in einer Stufe aufgeschlossen, wobei der Arsenund Eisenanteil fast vollständig in Lösung überführt wird, während sich Gold, Silber und kohlenstoffhaltige Substanzen fast vollständig im silikatischen Rückstand, der bei Temperaturen von 400° - 1000° C dekarbonisiert wird, anreichern. Aus diesem entkarbonisierten Konzentrat können Gold und Silber in bekannter Weise durch Cyanidlaugung und anschließende Fällung gewonnen werden. Die Cyanidlaugung kann in 3 - 10 Stunden durchgeführt werden.
    [0020] Entgegen der Lehrmeinung ist ein direkter schwefelsaurer Aufschluß edelmetallhaltiger Arsenopyritkonzentrate, die neben silikatischer Gangart insbesondere kohlenstoffhaltige Substanzen enthalten, in Gegenwart von Sauerstoff in einer Stufe auch bei den angegebenen Temperaturen möglich, wenn die Erzkonzentrate mechano-chemisch vorbehandelt werden. Durch mechano-chemische Vorbehandlung erfolgt eine Symmetrieumwandlung des üblicherweise triklinen Arsenopyrits nach monoklin und der kohlenstoffhaltige Anteil erfährt eine Herabsetzung seines Flammpunktes. Die beim Aufschluß entstehenden stabilen Sulfatlösungen enthalten das vorlaufende Arsen und Eisen, während sich Gold und Silber fast quantitativ mit der silikatischen Gangart und den kohlenstoffhaltigen Substanzen im Rückstand befinden. Aufgrund der Aktivierung läßt sich der kohlenstoffhaltige Anteil des edelmetallhaltigen Rückstandes bereits bei Temperaturen, die weit unter den bei kohlenstoffhaltigen Substanzen üblichen Flammpunkten liegen, vollständig entkarbonisieren, so daß bei der nachfolgenden Cyanidlaugung Edelmetallverluste durch Adsorption weitgehend ausgeschlossen sind. Es wurde weiterhin gefunden, daß edelmetallhaltige Arsenopyritkonzentrate, die neben silikatischer und kohlenstoffhaltiger Gangart als Begleitmineral Pyrit enthalten, in Gegenwart von Sauerstoff ebenfalls in einer Stufe aufgeschlossen werden können, wenn eine mechanochemische Vorbehandlung erfolgt. Dabei erleidet Pyrit in gleicher Weise wie der Arsenopyrit Strukturumwandlungen, die durch ein Schwefeldefizit des Kristallgitters gekennzeichnet sind. Die Reaktionsbedingungen für den oxidierenden Aufschluß von pyrithaltigen Arsenopyritkonzentraten werden in diesem Fall von der Reaktionsfähigkeit des Pyrits bestimmt. Im Gegensatz zu der aus wissenschaftlichen Untersuchungen zum vollständigen oxidierenden sauren Druckaufschluß von Pyrit bekannten minimal erforderlichen Reaktionstemperatur von 140°C (Hähne, H., s . o.) kann ein vollständiger Aufschluß des Pyritanteils in Arsenopyritkonzentraten bereits bei Temperaturen von 110° C ohne Zusatz von Schwefelsäure erfolgen. In den silikatischen Rückständen befinden sich auch unter diesen Bedingungen das vorlaufende Gold und Silber fast quantitativ.
    [0021] Demgemäß ist auch die Gewinnung von Gold und Silber aus Pyriten Gegenstand dieser Erfindung.
    [0022] Ein erfindungswesentlicher Verfahrensschritt ist die mechano-chemische Vorbehandlung, bei der durch Stoßbeanspruchung bei den Arsenopyritkonzentraten über die durch den Zerkleinerungseffekt bedingte Oberflächenvergrößerung hinaus Symmetrieumwandlungen und instabile Zwischenzustände durch Gitterstörungen und Gitterleerstellen, letztere als Folge der Dissoziation eines geringen Schwefelanteils, erzeugt werden. Diese Strukturveränderungen und umorientierungen führen zu Veränderungen der thermodynamischen Voraussetzungen und rufen neben Suszeptibilitäts- und Leitfähigkeitsänderungen eine so starke Erhöhung der Reaktionsfähigkeit bei Arsenopyritkonzentraten jeder Zusammensetzung hervor, daß zum einen eine fast vollständige Auflösung des Arsen- und Eisenanteils in Gegenwart von Sauerstoff bereits bei Temperaturen von 60°C möglich ist und der edelmetallhaltige silikatische Rückstand bei Temperaturen von 500° C entkarbonisiert werden kann, so daß bei der nachfolgenden Cyanidlaugung eine fast quantitative Gewinnung von Gold und Silber garantiert ist.
    [0023] Als mechano-chemisches Vorbehandlungsverfahren zur Erzeugung von Strukturveränderungen ist die Schwingmahlung aufgrund ihrer vorwiegend stoßenden Beanspruchung bei Beschleunigungen bis zu 15 g und Punkttemperaturen größer als 800º C besonders geeignet. Bei 800° C erfahren Arsenopyrite eine weitgehende Strukturumwandlung von der triklinen zur monoklinen Symmetrie. Die Begleitminerale Pyrit, Quarz und Kohlenstoff werden durch Gitterstörungen bzw. Gitterleerstellen in aktive instabile Zwischenzustände versetzt. Dieser für das Löseverhalten von Arsenopyritkonzentraten erfindungswesentliche Effekt der mechano-chemischen Strukturumwandlung läßt sich durch Röntgenfeinstrukturen reproduzierbar nachweisen. Schwingmühlen sind entsprechend als physikalischchemische Reaktoren aufzufassen (Gock, E.: Maßnahmen zur Verringerung des Energiebedarfs bei der Schwingmahlung, Aufbereitungstechnik, 1979, S. 343 - 347). Als besonders vorteilhaft bei dem erfindungsgemäßen Verfahren hat sich ein Energieaufwand für die Schwingmahlung von 100 - 200 kWh/t Erzkonzentrat herausgestellt.
    [0024] Bei herkömmlichen Mühlen, bei denen die stoßende Beanspruchung neben der reibenden Beanspruchung nur eine untergeordnete Rolle spielt, reicht die Beanspruchungsenergie für die Erzeugung von Strukturveränderungen regelmäßig nicht aus, um einen vollständigen Aufschluß von Arsenopyritkonzentraten unter diesen Bedingungen zu erreichen.
    [0025] Im Rahmen des erfindungsgemäßen Verfahrens ist von entscheidender Bedeutung, daß der Flammpunkt des Kohlenstoffs im silikatischen Rückstand herabgesetzt wird.
    [0026] Der durch Schwingmahlung erzielte Effekt der mechanochemischen Strukturumwandlung von Arsenopyritkonzentraten ist abhängig von der Konzentration der Mineralbestandteile, von den Betriebsbedingungen der Mühle sowie von der Dauer der Mahlung und damit dem Energieaufwand pro Tonne Konzentrat. Läßt sich verfahrenstechnisch, eine längere Aufschlußdauer vertreten, ist eine kürzere Mahldauer ausreichens. Im Hinblick-auf das Volumen des Aufschlußreaktors ist es jedoch vorteilhaft, die Reaktionsdauer gering zu halten. Als besonders vorteilhaft hat sich eine Reaktionsdauer von 15 - 240 Minuten erwiesen. Vorzugsweise erfolgt die Schwingmahlung deshalb derart, daß die für Arsenopyrit bzw. die Begleitminerale Quarz und Pyrit meßbaren Intensitätsverhältnisse der Röntgenbeugungsreflexe I/Io kleiner 0,4 sind.
    [0027] Entsprechend dem Verfahrensschema in Abbildung 1 kann nach der erfindungswesentlichen mechano-chemischen Vorbehandlung durch kontinuierliche Schwingmahlung 2 der Aufschluß metallhaltiger Arsenopyritkonzentrate mit beliebigen Anteilen silikatischer Gangart und kohlenstoffhaltiger Substanzen 1 z. B. durch Niedrigdrucklaugung 3 mit Schwefelsäure bei Temperaturen von 60º - 120°C, besonders bevorzugt bei 60° - 100ºC und einem Sauerstoffpartialdruck von vorzugsweise 0,2 - 10 bar bei einer Reaktionsdauer von 15 - 240 Minuten derart erfolgen, daß der Arsen- und Eisenanteil vollständig in Lösung 4 überführt wird und sich die Edelmetalle Gold und Silber fast quantitativ im silikatischen, kohlenstoffhaltigen Rückstand 8 anreichern und somit ein Edelmetallkonzentrat bilden. In Gegenwart von Pyrit als zusätzlichem Begleitmaterial werden die Reaktionsbedingungen von diesem bestimmt. Bei der Auflösung handelt es sich um eine exotherme Reaktion, so daß der Prozeß keine Wärmezufuhr benötigt. Da der Sulfidschwefel von Arsenopyrit und Pyrit weitgehend zu Sulfat oxidiert wird, ist im allgemeinen ein Schwefelsäurezusatz bei Kreislaufbetrieb nicht erforderlich. Nach der Trennung fest/flüssig läßt sich das Edelmetallkonzentrat aufgrund des aktivierten Zustandes der kohlenstoffhaltigen Substanz z. B. durch Tempern vorzugsweise bei 500° - 600º C entkarbonisieren. Dadurch werden Edelmetallverluste durch Adsorption bei der nachfolgenden Cyanidlaugung weitgehend verhindert. Aus dem entkarbonisierten Konzentrat können Gold und Silber in bekannter Weise durch Cyanidlaugung 10 gewonnen werden.
    [0028] Im Vergleich zur Cyanidlaugung von abgerösteten Arsenopyritkonzentraten, bei denen Laugezeiten bis zu 60 Stunden erforderlich werden können, beträgt die Reaktionsdauer beim erfindungsgemäßen Verfahren für die fast quantitative Extraktion von Gold und Silber aus diesen Konzentraten 3 bis maximal 10 Stunden. Die Gewinnung von Gold und Silber aus den Cyanidlösungen kann z. B. durch den ClP-Prozeß mit anschließender Fällung 11 durch Elektrolyse bzw. durch Zinkmetall erfolgen. Die beim Aufschluß von Arsenopyritkonzentraten anfallenden Lösungen enthalten das gesamte vorlaufende Arsen und Eisen in Form von Fe3+ und AsO3-/4-Ionen 4. Durch Erhöhung des pH-Wertes lassen sich Eisen und Arsen als schwerlösbares Eisenarsenat ausfällen 5, das einer Deponie 6 zugeführt werden beziehungsweise Vorstoff für die Thermische Gewinnung von Arsen sein kann. Die dabei freiwerdende Schwefelsäure wird in die Niedrigdruck-Laugungsstufe 3 rezirkuliert 7.
    [0029] Die Erfindung wird anhand der folgenden Beispiele erläutert:
    [0030] Beispiel 1
    [0031] Ein pyritfreies Arsenopyrit-Flotationskonzentrat mit:
    [0032] 27,68 % As 20 , 42 % Fe 29,30 % SiO2 7,41 % C 410 g Au/t und 35 g Ag/t
    [0033] entsprechend einer mineralogischen Zusammensetzung von ca. 60 % FeAsS, 30 % SiO2 und 7,4 % C wurde in einer Schwingmühle mit einem Energieaufwand von 120 kWh/t mechano-chemisch vorbehandelt. Der Grad der Strukturumwandlungen bzw. der erzeugten Gitterstörungen, ausgedrückt durch das Verhältnis der mittleren Röntgenbeugungsintensitäten vor Io und nach I der mechano-chemischen Vorbehandlung, ergab dabei für Arsenopyrit 0,4 und repräsentativ für die Begleitminerale d-SiO2, = 0,4.
    [0034] Der Aufschluß erfolgte in einem Laborautoklaven mit einem Verhältnis zwischen Suspensions- und Gasvolumen von 1:2,5 bei einer Feststoffkonzentration von 150 g/l unter folgenden Reaktionsbedingungen:
    [0035] Temperatur: 60ºC
    [0036] Sauerstoffdruck: 0,2 bar
    [0037] H2SO4-Anfangskonzentration 140 g/l Reaktionsdauer: 240 min
    [0038] Nach der Trennung fest/flüssig wurden folgende Konzentrationen erreicht:
    [0039] Lösung 98,5 % Fe, 98,9 % As
    [0040] Rückstand 97,6 % SiO2, 100 % C, 100 % Au + Ag
    [0041] Der stark kohlenstoffhaltige Rückstand wurde zunächst bei 100°C getrocknet und anschließend 60 Minuten in Gegenwart von Luftsauerstoff bei 500°C getempert. Der Rückstand wird dabei vollständig entkarbonisiert. Bezogen auf die Aufgabe konnte für Gold und Silber im silikatischen Rückstand eine Anreicherung um den Faktor 3,4 festgestellt werden. Eine anschließende Cyanidlaugung dieses Edelmetallkonzentrates führte bereits nach einer Laugedauer von 4 Stunden zu einer vollständigen Extraktion von Gold und Silber; ohne Entkarbonisierung treten nach der gleichen Laugedauer Edelmetallverluste bis zu 70 % ein.
    [0042] Beispiel 2
    [0043] Das in Beispiel 1 beschriebene pyritfreie ArsenopyritFlotationskonzentrat wurde nach gleicher mechano-chemischer Vorbehandlung durch Schwingmahlung in einem Laborautoklaven mit den ebenfalls genannten Relationen der Volumina bei einer Feststoffkonzentration von 150 g/l unter folgenden Reaktionsbedingungen aufgeschlossen:
    [0044] Temperatur: 100ºC
    [0045] Sauerstoffpartialdruck: 10 bar H2SO4-Anfangskonzentration: 140 g/l
    [0046] Reaktionsdauer: 60 min
    [0047] Nach der Trennung fest/flüssig ergaben sich folgende Konzentrationen:
    [0048] Lösung 99,9 % Fe, 99,4 % As
    [0049] Rückstand 95,2 % SiO2, 100 % C , 100 % Au, 98,4 % Ag
    [0050] Die Entkarbonisierung erfolgte in diesem Fall bei 600° C über eine Zeitraum von 10 min. Es resultierte ein vollständig dekarbonisiertes Edelmetallkonzentrat, das bei der anschließenden Cyanidlaugung das gleiche günstige Laugeverhalten zeigte.
    [0051] Beispiel 3 Ein pyrithaltiges Arsenopyrit-Flotationskonzentrat mit:
    [0052] 15,64 % As 30,24 % Fe 19,80 % SiO2. 4,4 % C 320 g Au/t + 24 g Ag/t
    [0053] entsprechend einer mineralogischen Zusammensetzung von etwa 34 % FeAsS, 40 % FeS2 , 20 % SiO2. und 4,4 % C wurde in einer Schwingmühle mit einem Energieaufwand von 180 kWh/t mechano-chemisch vorbehandelt. Der Grad der Strukturumwandlungen bzw. der erzeugten Gitterstörungen, ausgedrückt durch das Verhältnis der mittleren Röntgenbeugungsintensitäten I/Io, ergab für Arsenopyrit 0,2 und repräsentativ für die Gangart für d-SiO2.0,2. Als Reaktor für den Aufschluß diente ein Laborautoklav mit den in den vorstehenden Beispielen angegebenen Volumenverhältnissen. Die Feststoffkonzentration betrug wiederum 150 g/l. Es wurde bei folgenden Reaktionsbedingungen gearbeitet:
    [0054] Temperatur: 110°C
    [0055] Sauerstoffpartialdruck: 15 bar
    [0056] Eine-Ha2SO4-Konzentration: baut sich während der Reaktion auf
    [0057] Reaktionsdauer: 30 min
    [0058] Nach der Trennung fest/flüssig wurde folgendes Ausbringen erzielt: Lösung 99 , 2 % Fe , 99 , 5 % As
    [0059] Rückstand 94 % SiO2, 100 % C, 100 % Au, 96,3 % Ag
    [0060] Die Entkarbonisierung des edelmetallreichen Rückstandes erfolgte 15 min im Luftstrom bei 600ºC. Es wurde ein Anreicherungsgrad für Gold und Silber von 5,05 festgestellt. Die Laugung dieses Edelmetallkonzenträtes mit NaCN ermöglichte nach einer Reaktionsdauer von 5 Stunden eine vollständige Extraktion von Gold und Silber.
    [0061] Beispiel 4
    [0062] Das in Beispiel 3 gekennzeichnete und mechano-chemisch durch Schwingmahlung in gleicher Weise vorbehandelte pyrithaltige Arsenopyrit-Flotationskonzentrat wurde im Laborautoklaven bei einem Feststoffgehalt der Suspension von 150 g/l unter folgenden Bedingungen aufgeschlossen:
    [0063] Temperatur: 120ºC
    [0064] Sauerstoffpartialdruck: 20 bar Eine-H2SO4-Konzentration: baut sich während der
    [0065] Reaktion auf Reaktionsdauer: 15 min
    [0066] Nach der Trennung fest/flüssig ergab sich folgendes Ausbringen:
    [0067] Lösung 98,7 % Fe 99,2 % As
    [0068] Rückstand 95,7 % SiO2, 100 % C, 100 % Au, 96,9 % Ag Die Entkarbonisierung erfolgte wiederum bei 600º C. Das bei der Cyanidlaugung bei allen vorhergehenden Beispielen beschriebene ausgezeichnete Reaktionsverhalten wurde bestätigt.
    权利要求:
    ClaimsPatentansprüche
    Verfahren zur naßchemischen Gewinnung von Gold und Silber aus Erzkonzentraten, insbesondere Arsenopyritkonzentraten, die neben silikatischer Gangart insbesondere kohlenstoffhaltige Substanzen führen mittels Cyanidlaugung des karbonfreien Rückstandes des sauren Aufschlusses und anschließender Fällung der Edelmetalle,
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die Erzkonzentrate nach einer mechano-chemischen Beanspruchung mit einem Energieaufwand von 50 - 500 kWh/t Erzkonzentrat mit Schwefelsäure bei einer Reaktionsdauer von 15 Minuten - 6 Stunden bei Temperaturen von 50° - 150ºC in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von 0,2 - 20 bar oxidierend in einer Stufe aufgeschlossen werden, wobei der Arsenund Eisenanteil fast vollständig in Lösung überführt wird, während sich Gold, Silber und kohlenstoffhaltige Substanzen fast vollständig im silikatischen Rückstand, der bei Temperaturen von 400° - 1000º C dekarbonisiert wird, anreichern.
    2. Verfahren zur naßchemischen Gewinnung von Gold und Silber aus pyrithaltigen Erzkonzentraten, insbesondere Arsenopyritkonzentraten, die neben silikatischer Gangart insbesondere kohlenstoffhaltige Substanzen führen mittels Cyanidlaugung des karbonfreien Rückstandes des sauren Aufschlusses und anschließender Fällung der Edelmetalle
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die Erzkonzentrate nach einer mechano-chemischen Beanspruchung mit einem Energieaufwand 50 - 500 kWh/t Erzkonzentrat bei Temperaturen von 50° - 150°C und einer Reaktionsdauer von 15 Minuten - 6 Stunden in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck mit 0,2 - 20 bar oκidierend in einer Stufe aufgeschlossen werden, wobei der Arsen- und Eisenanteil fast vollständig in Lösung überführt wird, während sich Gold, Silber und kohlenstoffhaltige Substanzen fast vollständig im silikatischen Rückstand, der bei Temperaturen von 400° - 1000°C dekarbonisiert wird anreichern.
    3. Verfahren zur naßchemischen Gewinnung eines hochgoldund hochsilberhaltigen, eisen-, arsen- und kohlenstofffreien silikatischen Konzentrates aus Arsenopy ritkonzentraten, die neben silikatischer Gangart insbesondere kohlenstoffhaltige Substanzen führen,
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die Arsenopyritkonzentrate nach einer mechano-chemischen Beanspruchung mit einem Energieaufwand von 50 - 500 kWh/t Erzkonzentrat mit Schwefelsäure bei einer
    Reaktionsdauer von 15 Minuten - 6 Stunden bei Temperaturen von 50º - 150°C in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von 0,2 - 20 bar oxidierend in einer Stufe aufgeschlossen werden, wobei der Arsen- und Eisenanteil fast vollständig in Lösung überführt wird, während sich Gold, Silber und kohlenstoffhaltige Substanzen fast vollständig im silikatischen Rückstand anreichern, aus dem der Kohlenstoff durch Erhitzen bei Temperaturen von 400° - 1000°C entfernt wird.
    4. Verfahren zur naßchemischen Gewinnung eines hochgoldund hochsilberhaltigen, eisen-, arsen- und kohlenstofffreien silikatischen Konzentrates aus pyrithaltigen Arsenopyritkonzentraten, die neben silikatischer Gangart insbesondere kohlenstoffhaltige Substanzen führen,
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die Arsenopyritkonzentrate nach einer mechano-chemisehen Beanspruchung mit einem Energieaufwand von 50 - 500 kWh/t Erzkonzentrat bei einer Reaktionsdauer von 15 Minuten - 6 Stunden bei Temperaturen von 50° - 150° C in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von 0,2 - 20 bar oxidierend in einer Stufe aufgeschlossen werden, wobei der Arsen- und Eisenanteil fast vollständig in Lösung überführt wird, während sich Gold, Silber und kohlenstoffhaltige Substanzen fast vollständig im silikatischen Rückstand anreichern, aus dem der Kohlenstoff durch Erhitzen bei Temperaturen von 400° - 1000°C entfernt wird.
    5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 4
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die Erzkonzentrate durch Schwingmahlung aufschlußfähig mechano-chemisch beansprucht werden.
    6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 5
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die Dauer des oxidierenden Aufschlusses 15 - 240 Minuten beträgt.
    7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 6
    dadurch gekennzeichnet, daß
    für die mechano-chemische Beanspruchung Energie von 100 - 300 kWh/t Erzkonzentrat benötigt wird.
    8. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 7
    dadurch gekennzeichnet, daß
    der oxidierende Aufschluß bei Temperaturen zwischen 60° und 100°C erfolgt.
    9. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 8
    dadurch gekennzeichnet, daß
    der oxidierende Aufschluß bei Sauerstoffniederdruck im Bereich zwischen 0,2, - 10 bar durchgeführt wird.
    10. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 7 oder 9
    dadurch gekennzeichnet, daß
    der oxidierende Aufschluß bei erhöhten Temperaturen zwischen 100° und 120°C stattfindet.
    11. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 8 oder 10
    dadurch gekennzeichnet, daß
    der oxidierende Aufschluß bei Niederdruck im Bereich zwischen 10 und 20 bar Sauerstoffpartialdruck erfolgt.
    12. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 11 dadurch gekennzeichnet, daß
    der dekarbonisierte silikatische, gold- und silberhaltige Rückstand einer Cyanidlaugung für die Dauer von 3 - 10 Stunden unterworfen wird.
    13. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 - 12
    dadurch gekennzeichnet, daß
    die nach dem Aufschluß anfallenden edelmetallhaltigen silikatischen Rückstände bei Temperaturen zwischen 500° und 600ºC entkarbonisiert werden.
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    US5354359A|1994-10-11|Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant
    JP3705815B2|2005-10-12|大気圧における鉱物浸出プロセス
    US5236492A|1993-08-17|Recovery of precious metal values from refractory ores
    ES2540756T3|2015-07-13|Disolución y recuperación de al menos un elemento Nb o Ta y de al menos otro elemento u o elementos de tierras raras a partir de minerales y concentrados
    US2576314A|1951-11-27|Extracting of nickel values from nickeliferous sulfide material
    CA2683506C|2015-08-11|Process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other feed material
    CA1293858C|1992-01-07|Method for the recovery of gold using autoclaving
    CA2520039C|2010-05-25|Precious metal recovery using thiocyanate lixiviant
    US4902345A|1990-02-20|Treatment of refractory carbonaceous and sulfidic ores or concentrates for precious metal recovery
    FI88516C|1993-05-25|Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen
    US4070182A|1978-01-24|Recovery of precious metals from metal sulphides
    Fleming1992|Hydrometallurgy of precious metals recovery
    US4497778A|1985-02-05|Microbial leaching of sulphide-containing ores
    US4004991A|1977-01-25|Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
    Xu et al.2016|The development of an environmentally friendly leaching process of a high C, As and Sb bearing sulfide gold concentrate
    US6833021B1|2004-12-21|Method for treating precious metal bearing minerals
    CA1235907A|1988-05-03|Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic concentrates
    US4440569A|1984-04-03|Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
    EP0677118B1|1996-10-16|Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Metallen aus komplexenErzen
    US6602319B1|2003-08-05|Process for the recovery of gold and silver from used refractory bricks
    同族专利:
    公开号 | 公开日
    ZW19186A1|1987-10-28|
    US4786323A|1988-11-22|
    AU6295486A|1987-03-26|
    EP0276215B1|1990-07-18|
    ES2001981A6|1988-07-01|
    GB2181421A|1987-04-23|
    PH23578A|1989-09-11|
    AU595236B2|1990-03-29|
    ZA8607138B|1987-05-27|
    CA1277143C|1990-12-04|
    GB8615067D0|1986-07-23|
    BR8604560A|1987-05-19|
    GB8622873D0|1986-10-29|
    GB2181421B|1989-11-29|
    CN86107005A|1987-09-02|
    CN1008447B|1990-06-20|
    ZA867138B|1987-05-27|
    EP0276215A1|1988-08-03|
    DE3534224A1|1987-04-02|
    引用文献:
    公开号 | 申请日 | 公开日 | 申请人 | 专利标题
    US1818846A|1929-11-22|1931-08-11|Stelle A Giles|Method of recovering gold and silver|
    FR1058809A|1951-01-19|1954-03-19|Chemical Construction Corp|Perfectionnements à la récupération de la teneur en métaux precieux des mineraiscontenant de l'arsenic et de leurs concentrats|
    US2777764A|1954-07-09|1957-01-15|American Cyanamid Co|Process of recovering precious metals from refractory source materials|
    FR2183959A1|1972-05-08|1973-12-21|Int Nickel Canada|Noble metal concentrates - from sulphide materials by two stage oxidn with oxygen in aqs suspension|
    US4259107A|1979-12-13|1981-03-31|Newmont Exploration Limited|Recovery of gold from sedimentary gold-bearing ores|
    FR2488284A1|1980-08-06|1982-02-12|Outokumpu Oy|Procede pour la preparation d'or et d'argent a partir de minerais et concentres complexes de sulfures|
    EP0119685A1|1983-01-18|1984-09-26|Morris John Vreugde Beattie|Verfahren zur nassmetallurgischen Behandlung von Arsenopyriten|
    EP0134435A2|1983-07-07|1985-03-20|Compania Espanola De Minas De Tharsis, S.A.|Verfahren zur Gewinnung wertvoller Metalle aus Abbränden normaler oder komplexer Pyrite|
    US4578163A|1984-12-03|1986-03-25|Homestake Mining Company|Gold recovery process|DE4400796A1|1994-01-13|1995-07-20|Krupp Polysius Ag|Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen|US1004001A|1911-03-03|1911-09-26|S D Hicks & Son|Seamless jacketed kettle.|
    GB347680A|1930-01-27|1931-04-27|Henry William Coupe Annable|Process for separating gold and antimony contained in sulphide of antimony ores|
    GB746521A|1953-11-19|1956-03-14|Quebec Metallurg Ind Ltd|Improvements in method of treating arsenical sulphide cobalt ores|
    US3642435A|1969-11-10|1972-02-15|Cyprus Mines Corp|Method of recovering water-soluble nonferrous metal sulfates from sulfur-bearing ores|
    DE2047609A1|1970-09-28|1972-03-30|Gerlach J|Crushing and leaching copper sulphide ores and concentrates - - using a ball mill and an oxidizing acid leaching treatment|
    FR2262698B1|1974-02-28|1976-10-08|Penarroya Miniere Metallurg||
    DE2827924B2|1977-10-13|1981-05-21|Simmering-Graz-Pauker Ag Fuer Maschinen-, Kessel- Und Waggonbau, Wien, At||
    US4038362A|1976-11-04|1977-07-26|Newmont Explorations Limited|Increasing the recoverability of gold from carbonaceous gold-bearing ores|
    AT362292B|1977-10-13|1981-04-27|Simmering Graz Pauker Ag|Verfahren zur aktivierenden aufbereitung von keramischen, vorzugsweise grobkeramischen roh- stoffen|
    AT362289B|1977-10-13|1981-04-27|Simmering Graz Pauker Ag|Verfahren zur herstellung aktivierter gemische aus vorzugsweise pulverfoermigen komponenten, welche zur weiterbearbeitung durch pressen und nachfolgendes sintern bestimmt sind|
    DE2827912A1|1977-10-13|1979-04-19|Simmering Graz Pauker Ag|Verfahren und vorrichtung zur herstellung aktivierter gemische mineralischer komponenten|
    FR2483463A1|1980-06-03|1981-12-04|Salsigne Mines Produits Chimiq|Procede pour la recuperation d'or et/ou d'argent et eventuellement de bismuth contenus dans des minerais sulfures et/ou de sulfoarseniures|
    SU914647A1|1980-08-01|1982-03-23|Univ Erevanskij|Способ переработки. мышьяксодержащих конверторных пылей и возгонов 1|
    DE3036848C2|1980-09-30|1982-08-12|Gewerkschaft Walter, 4300 Essen, De||
    CA1154599A|1980-09-30|1983-10-04|John A. Thomas|Hydrometallurgical processing of preciousmetal-containing materials|
    DE3132668A1|1981-08-14|1983-03-03|Eberhard Gock|"verfahren zur herstellung von alkalifreiem manganrohstoff aus kryptomelanerzen"|
    CA1234291A|1984-09-27|1988-03-22|Donald R. Weir|Recovery of gold from auriferous refractory iron-containing sulphidic material|
    CA1234991A|1984-09-27|1988-04-12|Donald R. Weir|Recovery of gold from auriferous refractory iron-containing sulphidic ore|
    CA1235907A|1984-09-27|1988-05-03|Donald R. Weir|Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic concentrates|US4923510A|1988-10-31|1990-05-08|Gopalan Ramadorai|Treatment of refractory carbonaceous sulfide ores for gold recovery|
    DE4005026A1|1990-02-19|1991-08-22|Gock Eberhard|Verfahren zur gewinnung von edelmetallen aus antimonverbindungen|
    US5364453A|1992-09-22|1994-11-15|Geobiotics, Inc.|Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores|
    US5338338A|1992-09-22|1994-08-16|Geobiotics, Inc.|Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores|
    US5458866A|1994-02-14|1995-10-17|Santa Fe Pacific Gold Corporation|Process for preferentially oxidizing sulfides in gold-bearing refractory ores|
    FI108543B|1999-08-12|2002-02-15|Outokumpu Oy|Menetelmä epäpuhtauksien poistamiseksi sulfideja sisältävästä kultarikasteesta|
    JP2006512484A|2002-12-31|2006-04-13|インテック・リミテッドＩｎｔｅｃＬｔｄ|硫化物系材料からの金属の回収|
    CN100372952C|2006-08-03|2008-03-05|山东国大黄金股份有限公司|含砷金精矿提金尾渣再提金银的方法|
    US8262768B2|2007-09-17|2012-09-11|Barrick Gold Corporation|Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores|
    WO2009037594A2|2007-09-18|2009-03-26|Barrick Gold Corporation|Process for recovering gold and silver from refractory ores|
    US8262770B2|2007-09-18|2012-09-11|Barrick Gold Corporation|Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes|
    EP3290534A1|2010-11-22|2018-03-07|Barrick Gold Corporation|Alkali- und säuredruckoxidation von edelmetallhaltigen materialien|
    CN102560138B|2012-01-11|2013-07-10|森松海油工程装备有限公司|一种难浸金矿预处理方法|
    CN102925716A|2012-11-26|2013-02-13|云南黄金矿业集团股份有限公司|一种难处理金精矿加压水浸氧化预处理氰化提金方法|
    US10077487B2|2013-05-29|2018-09-18|Barrick Gold Corporation|Method for arsenic oxidation and removal from process and waste solutions|
    CN103436711B|2013-08-22|2014-10-29|中南大学|一种富集氰化金泥中金的方法|
    CN106801147A|2017-01-22|2017-06-06|廖殷|黄金白银方术|
    法律状态:
    1987-03-26| AK| Designated states|Kind code of ref document: A1 Designated state(s): SU |
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    申请号 | 申请日 | 专利标题
    DEP3534224.2||1985-09-23||
    DE19853534224|DE3534224A1|1985-09-23|1985-09-23|Verfahren zur nasschemischen gewinnung von edelmetallen aus kohlenstoffhaltigen arsenopyritkonzentraten|DE19863672838| DE3672838D1|1985-09-23|1986-09-18|Verfahren zur gewinnung von edelmetallen aus erzkonzentraten.|
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