RU2025514C1 - Method to extract precious metals from ores and concentrates - Google Patents
Method to extract precious metals from ores and concentrates Download PDFInfo
- 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
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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)
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) |
-
1991
- 1991-12-28 RU SU915019148A patent/RU2025514C1/en active
Non-Patent Citations (2)
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 |