[go: up one dir, main page]

RU2025514C1 - Method to extract precious metals from ores and concentrates - Google Patents

Method to extract precious metals from ores and concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2025514C1
RU2025514C1 SU915019148A SU5019148A RU2025514C1 RU 2025514 C1 RU2025514 C1 RU 2025514C1 SU 915019148 A SU915019148 A SU 915019148A SU 5019148 A SU5019148 A SU 5019148A RU 2025514 C1 RU2025514 C1 RU 2025514C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
silver
gold
solution
concentrate
ore
Prior art date
Application number
SU915019148A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Елена Васильевна Абрамина
Original Assignee
Елена Васильевна Абрамина
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Елена Васильевна Абрамина filed Critical Елена Васильевна Абрамина
Priority to SU915019148A priority Critical patent/RU2025514C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2025514C1 publication Critical patent/RU2025514C1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: gold and silver extraction from ores or concentrates. SUBSTANCE: precious metals are leached out from ores or concentrates with 1 to 10 wt. per cent of free of cyanides aqueous salt solution, of 6 to 8 pH, in the presence of oxidant. Then the pulp is filtered, cake is washed with water, solution produced is concentrated and directed to leaching of a new batch of ore or concentrate. Gold and silver are precipitated with amine agent from the solution produced from pulp concentration. Then the gold and silver are filtrated. The solution is then recovered and also directed to leach ore or concentrate. EFFECT: reuse of agents.

Description

Изобретение относится к экологически чистой, малоотходной гидрометаллургии драгоценных металлов (золота и серебра). The invention relates to environmentally friendly, low-waste hydrometallurgy of precious metals (gold and silver).

Известен способ извлечения драгоценных металлов из руд или концентратов, включающий выщелачивание золота и серебра из руды или концентрата солевым водным раствором в присутствии окислителя, фильтрацию пульпы, отмывание кека водой и осаждение золота и серебра из осветленного раствора. A known method of extracting precious metals from ores or concentrates, including leaching of gold and silver from ore or concentrate with a saline aqueous solution in the presence of an oxidizing agent, filtering the pulp, washing the cake with water and precipitating gold and silver from the clarified solution.

Недостатками данного метода являются невысокие технологические возможности, а также невысокая скорость выщелачивания золота и серебра из руды или концентрата раствором цианистых солей (90-95% извлечения Au достигается более чем за 10 ч);
трудность извлечения золота и серебра из мышьяковистых и сурьмянистых руд или концентратов вследствие образования на поверхности Au и Ag водонепроницаемых пленок из-за высоких значений водородного показателя раствора цианидов (рН = 9-11), а также загрязнение последнего As и Sb, что значительно усложняет водо- и газоочистку;
химическая опасность цианистых растворов (класс опасности I).
The disadvantages of this method are the low technological capabilities, as well as the low leaching rate of gold and silver from ore or concentrate with a solution of cyanide salts (90-95% of Au recovery is achieved in more than 10 hours);
the difficulty of extracting gold and silver from arsenic and antimony ores or concentrates due to the formation of waterproof films on the surface of Au and Ag due to the high values of the hydrogen index of the cyanide solution (pH = 9-11), as well as contamination of the latter As and Sb, which significantly complicates water - and gas cleaning;
chemical hazard of cyanide solutions (hazard class I).

Целью изобретения является расширение технологических возможностей. The aim of the invention is the expansion of technological capabilities.

Это достигается тем, что выщелачивание золота и серебра из руды или концентрата проводят 1-10 мас.%-ным солевым водным, не содержащим цианидов, раствором при водородном показателе рН 6-8 в присутствии окислителя в течение не менее 60 мин, образовавшийся после отмывания кека водой солевой раствор концентрируют и направляют на выщелачивание руды или концентрата, одновременно с этим золото и серебро из осветленного раствора осаждают аминным реагентом при температуре 20-60оС, отделяют от раствора фильтрацией, а последний регенерируют и также направляют на выщелачивание руды или концентрата.This is achieved by the fact that the leaching of gold and silver from the ore or concentrate is carried out with 1-10 wt.% - aqueous salt solution, not containing cyanide, with a pH of pH 6-8 in the presence of an oxidizing agent for at least 60 minutes, formed after washing caking salt water solution is concentrated and directed to the leaching of ore or concentrate, simultaneously with this gold and silver is precipitated from the clarified solution of the amine reactant at a temperature of 20-60 ° C is separated from the solution by filtration, and the latter is regenerated, and also eg leaching ore or concentrate.

Предложенный способ реализуется следующим образом. The proposed method is implemented as follows.

Измельченную руду или концентрат засыпают в аппарат, заполненных 1-10 мас.%-ным солевым водным, не содержащим цианидов раствором при рН = 6-8. The crushed ore or concentrate is poured into an apparatus filled with 1-10 wt.% Aqueous saline, not containing cyanide solution at pH = 6-8.

В качестве солевого водного раствора обычно используют раствор триодида калия (натрия) и иодида калия (натрия) или бромида калия. В некоторых случаях в солевой водный раствор кроме вышеперечисленных компонентов добавляют сульфат и/или хлорид и/или нитрат калия (натрия). As a saline aqueous solution, a solution of potassium triodide (sodium) and potassium iodide (sodium) or potassium bromide is usually used. In some cases, in addition to the above components, sulfate and / or chloride and / or potassium (sodium) nitrate are added to the saline aqueous solution.

Состав раствора зависит от минерального состава руды или концентрата и содержания в них драгоценных металлов. Продолжительность процесса выщелачивания составляет не менее 60 мин и проводится в 1-2 стадии. The composition of the solution depends on the mineral composition of the ore or concentrate and the content of precious metals in them. The duration of the leaching process is at least 60 minutes and is carried out in stages 1-2.

Приготовленную пульпу перемешивают в присутствии окислителя J2, Br2 или озоновоздушной смеси, а затем фильтруют. Кек промывают водой, образовавшийся солевой раствор концентрируют выпариванием, электродиализом или ионообменной сорбцией и направляют на выщелачивание новой порции измельченной руды или концентрата. Из полученного при фильтрации пульпы раствора аминным реагентом, например диэтилгидроксиламином, при 20-60оС осаждают золото и серебро. Осадок с драгоценными металлами отфильтровывают, фильтрат регенерируют (электрохимическим или реагентным методом) и направляют на выщелачивание измельченной руды или концентрата. Степень извлечения драгоценных металлов составляет 95-99%.The prepared pulp is mixed in the presence of an oxidizing agent J 2 , Br 2 or an ozone-air mixture, and then filtered. The cake is washed with water, the resulting saline solution is concentrated by evaporation, electrodialysis or ion-exchange sorption and sent to leach a new portion of the crushed ore or concentrate. From the resulting slurry by filtration amine reagent solution, such as diethylhydroxylamine, at 20-60 ° C precipitated gold and silver. The precipitate with precious metals is filtered off, the filtrate is regenerated (by electrochemical or reagent method) and sent to leach the crushed ore or concentrate. The degree of extraction of precious metals is 95-99%.

П р и м е р 1. В реактор заливают 5 мас.%-ный солевой водный раствор с рН = 6, содержащий: 4,5 мас. % триодида калия (натрия) и иодида калия (натрия), 0,5 мас. % сульфата и/или хлорида натрия (отношение [K(Na)I3] /[K(Na)I] = 10-2). Затем засыпают теллуристо-селенистую руду с содержанием золота 14 г/т и серебра 25 г/т в таком количестве, чтобы отношение Т:Ж составляло 1: 1,5. Полученную пульпу интенсивно перемешивают в течение 80 мин в присутствии окислителя J2 или Br2 с концентрацией 0,05 мас.%.PRI me R 1. In the reactor pour 5 wt.% - aqueous salt solution with pH = 6, containing: 4.5 wt. % potassium triodide (sodium) and potassium iodide (sodium), 0.5 wt. % sulfate and / or sodium chloride (ratio [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] = 10 -2 ). Then telluride-selenium ore is poured with a gold content of 14 g / t and silver 25 g / t in such an amount that the ratio T: W is 1: 1.5. The resulting pulp is intensively mixed for 80 min in the presence of an oxidizing agent J 2 or Br 2 with a concentration of 0.05 wt.%.

После выщелачивания пульпу фильтруют, кек промывают водой, полученный солевой раствор концентрируют и направляют вновь на выщелачивание измельченной руды, а промытый кек - в отвал. After leaching, the pulp is filtered, the cake is washed with water, the resulting saline solution is concentrated and sent again to leach the crushed ore, and the washed cake is dumped.

Раствор, образовавшийся при фильтрации, нагревают до 20-60оС, добавляют в него аминный реагент, например диэтилгидроксиламин, до концентрации в растворе 0,01 моль/л и при рН = 9-11 в течение приблизительно 60-80 мин осаждают золото и серебро.A solution formed during filtration, is heated to 20-60 ° C, was added amine reactant therein, e.g. diethylhydroxylamine, until the solution concentration of 0.01 mol / L and at pH 9-11 for about 60-80 minutes and the precipitated gold silver.

Затем золотосеребрянный осадок отделяют от раствора фильтрацией, а раствор регенерируют и подают на выщелачивание новой порции измельченной руды или концентрата. Then the silver-silver precipitate is separated from the solution by filtration, and the solution is regenerated and fed to the leaching of a new portion of the crushed ore or concentrate.

Степень извлечения составила 95-99%. The degree of extraction was 95-99%.

П р и м е р 2. В реакторе приготовляют пульпу из 10 мас.%-ного солевого водного раствора с рН = 7 и измельченной кварцевой убогосульфидной руды с содержанием золота 25 г/т и серебра 100 г/т (отношение Т:Ж = 1:1). Солевой раствор содержит триодид калия (натрия), иодид калия (натрия) (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] = 10-2) и 2 мас.% нитрата натрия.PRI me R 2. In the reactor, the pulp is prepared from a 10 wt.% Saline aqueous solution with pH = 7 and crushed quartz low sulfide ore with a gold content of 25 g / t and silver 100 g / t (T: W = 1: 1). The saline solution contains potassium (sodium) triiodide, potassium (sodium) iodide (ratio [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] = 10 -2 ) and 2 wt.% Sodium nitrate.

Полученную пульпу перемешивают примерно в течение 150 мин, одновременно осуществляя через нее барботаж озоновоздушной смеси с содержанием озона ≈ 3 об.%. The resulting pulp is stirred for about 150 minutes while simultaneously bubbling an ozone-air mixture through it with an ozone content of ≈ 3 vol.%.

Затем пульпу фильтруют и кек отмывают водой. Образовавшиеся при этом промывные воды концентрируют, регенерируют и вновь используют при выщелачивании исходного материала. Промытый кек направляют в отвал. Then the pulp is filtered and the cake is washed with water. The washings thus formed are concentrated, regenerated and reused in the leaching of the starting material. The washed cake is sent to the dump.

Одновременно с этим осветленный раствор, полученный при фильтрации пульпы, нагревают до 40-60оС, добавляют в него аминный реагент, например диэтилгидроксиламин, до концентрации его в растворе 0,1 моль/л при рН = 9-14 осаждают золото и серебро, осадок которых затем отфильтровывают. Обеззолоченный раствор регенерируют и направляют на выщелачивание руды.Concurrently the clarified solution obtained by filtering the slurry heated to 40-60 ° C, was added amine reactant therein, e.g. diethylhydroxylamine, to a concentration in the solution 0.1 mole / L at pH = 9-14 deposited gold and silver, the precipitate of which is then filtered. The de-malted solution is regenerated and sent to ore leaching.

Степень извлечения золота и серебра составляет 95-98%. The degree of extraction of gold and silver is 95-98%.

П р и м е р 3. В аппарат заливают 10 мас.%-ный солевой водный раствор, содержащий триодид калия и иодид калия (при отношении [KJ3]/[KJ] = 10-3), а также 2 мас.% сульфата натрия (рН = 6-8). Затем в аппарат засыпают концентрат (содержание золота составляет примерно 400 г/т, а серебра 50 г/т) в таком количестве, чтобы отношение Т:Ж составляло 1:2.PRI me R 3. In the apparatus pour 10 wt.% - aqueous salt solution containing potassium triiodide and potassium iodide (with the ratio [KJ 3 ] / [KJ] = 10 -3 ), as well as 2 wt.% sodium sulfate (pH = 6-8). Then, concentrate is poured into the apparatus (the gold content is approximately 400 g / t, and silver 50 g / t) in such an amount that the T: W ratio is 1: 2.

Приготовленную пульпу перемешивают в течение 180-200 мин, в присутствии J2 или Br2 с концентрацией 1 мас.%. После выщелачивания пульпу фильтруют, кек отмывают водой от солевых компонентов выщелачивателя, а образовавшийся при этом разбавленный водный раствор концентрируют, регенерируют и вновь используют при обработке исходного материала (концентрата).The prepared pulp is stirred for 180-200 min, in the presence of J 2 or Br 2 with a concentration of 1 wt.%. After leaching, the pulp is filtered, the cake is washed with water from the salt components of the leachate, and the resulting diluted aqueous solution is concentrated, regenerated and reused in the processing of the starting material (concentrate).

Золото и серебро из осветленного раствора извлекают так же, как и в примере 2. Gold and silver from the clarified solution are recovered in the same way as in example 2.

Степень извлечения золота и серебра составляет 95-99,8%. The degree of extraction of gold and silver is 95-99.8%.

Экспериментальные исследования показали, что
скорость выщелачивания драгоценных металлов из руды или концентрата предлагаемым выщелачивателем на порядок выше по сравнению с цианидным процессом, следовательно, при извлечении драгоценных металлов из руд или концентратов предлагаемый способ требует значительно меньших капитальных затрат;
при выщелачивании мышьяковистых и сурьмянистых руд не наблюдается образования водорастворимых соединений As и Sb, что значительно упрощает последующие мероприятия по водо- и газоочистке;
класс химической опасности используемых в процессе реагентов III-IV, следовательно, уменьшается опасность работ персонала при обслуживании данного процесса и снижается его экологическая опасность;
регенерация солевого водного раствора позволяет осуществить малоотходность предлагаемого процесса.
Experimental studies have shown that
the rate of leaching of precious metals from ore or concentrate by the proposed leach is an order of magnitude higher than the cyanide process, therefore, when extracting precious metals from ores or concentrates, the proposed method requires significantly lower capital costs;
during leaching of arsenic and antimony ores, the formation of water-soluble compounds of As and Sb is not observed, which greatly simplifies the subsequent measures for water and gas purification;
chemical hazard class of reagents III-IV used in the process, therefore, the risk of personnel work during maintenance of this process is reduced and its environmental hazard is reduced;
the regeneration of a saline aqueous solution allows the low-waste process of the proposed process.

Таким образом, предлагаемый способ более прост, эффективен, технологичен, а также экологически безопасен и малоотходен. Thus, the proposed method is simpler, efficient, technologically advanced, as well as environmentally friendly and low-waste.

Claims (1)

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ДРАГОЦЕННЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ, включающий выщелачивание золота и серебра из руды или концентрата солевым водным раствором в присутствии окислителя, фильтрацию пульпы, отмывание кека водой и осаждение золота и серебра из растворов, отличающийся тем, что выщелачивание золота и серебра из руды или концентрата проводят 1 -10%-ным иодсодержащим солевым водным раствором при pH 6 - 8 в течение не менее 60 мин, полученный после отмывания кека солевой раствор концентрируют и направляют на выщелачивание руды или концентрата, при этом золото и серебро из растворов осаждают аминным реагентом при 20 - 60oС, отделяют от раствора, последний регенерируют и направляют на выщелачивание руды или концентрата.METHOD FOR REMOVING PRECIOUS METALS FROM ORES AND CONCENTRATES, including leaching of gold and silver from ore or concentrate with a saline aqueous solution in the presence of an oxidizing agent, filtering the pulp, washing the cake with water and precipitating gold and silver from solutions, characterized in that the leaching of gold and silver from ore or the concentrate is carried out with a 1-10% iodine-containing saline aqueous solution at pH 6-8 for at least 60 minutes; the saline solution obtained after washing the cake is concentrated and sent to the ore leach or concentrate That, while gold and silver from solutions precipitated with an amine reagent at 20 - 60 o C, separated from the solution, the latter is regenerated and sent to the leaching of ore or concentrate.
SU915019148A 1991-12-28 1991-12-28 Method to extract precious metals from ores and concentrates RU2025514C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU915019148A RU2025514C1 (en) 1991-12-28 1991-12-28 Method to extract precious metals from ores and concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU915019148A RU2025514C1 (en) 1991-12-28 1991-12-28 Method to extract precious metals from ores and concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2025514C1 true RU2025514C1 (en) 1994-12-30

Family

ID=21592863

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU915019148A RU2025514C1 (en) 1991-12-28 1991-12-28 Method to extract precious metals from ores and concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2025514C1 (en)

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф., Никитин М.В., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. Металлургия, 1986, с.69. *
Патент США N 3957505, C 22B 11/00, 1976. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4369061A (en) Recovery of precious metals from difficult ores
US3957505A (en) Gold reclamation process
KR101853255B1 (en) Process for purifying zinc oxide
RU1838437C (en) Method of extraction of noble metals
JPH05192665A (en) Method for separating metal forming difficultly fusible sulfide from industrial waste water
CA2016562C (en) Elution process for gold-iodine complex from ion-exchange resins
US4389248A (en) Method of recovering gold from anode slimes
JP4207959B2 (en) Method for separating and purifying high-purity silver chloride and method for producing high-purity silver using the same
US4083921A (en) Purifying molybdenum flotation concentrates
EP0355418B1 (en) Process for the treatment of effluents containing cyanide and toxid metals, using hydrogen peroxide and trimercaptotriazine
US3760064A (en) Process for the production of neutral calcium hypochlorite crystals
US5876588A (en) Process for removing and recovering copper, silver and zinc from sulfide ores
RU2102507C1 (en) Aqueous solution for leaching precious metals (versions)
JP5200588B2 (en) Method for producing high purity silver
JPH06157008A (en) Method for recovering iodine from waste liquor containing iodine and/or inorganic iodine compound
CN1194237A (en) Wet process for preparing industrial pure antimony sulfide by removing load, arsenic, selenium, tin and mercury impurities in antimonic ore
RU2025514C1 (en) Method to extract precious metals from ores and concentrates
JPH07286221A (en) Method for recovering rhenium from nonferrous metal refining process
GB1565752A (en) Hydrometallurgical process for the selective dissolution of mixtures of oxytgen-containing metal compounds
US4681628A (en) Gold Recovery processes
US3476663A (en) Process for deriving precious metal values from sea water environments
RU2071980C1 (en) Method of extraction of noble metals from ore and concentrate
US4206023A (en) Zinc recovery by chlorination leach
CA2278834A1 (en) Improved tellurium extraction from copper electrorefining slimes
JP2011195935A (en) Method for separating and recovering platinum group element