RU2044875C1 - Method for leaching gold-containing complex ores - Google Patents
Method for leaching gold-containing complex ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2044875C1 RU2044875C1 RU9595107001A RU95107001A RU2044875C1 RU 2044875 C1 RU2044875 C1 RU 2044875C1 RU 9595107001 A RU9595107001 A RU 9595107001A RU 95107001 A RU95107001 A RU 95107001A RU 2044875 C1 RU2044875 C1 RU 2044875C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- pulp
- anode
- solution
- electric
- ore
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 19
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 16
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 8
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 8
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 7
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 claims abstract description 5
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract 4
- 230000001174 ascending effect Effects 0.000 claims abstract 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims abstract 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 8
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 8
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 5
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 3
- 230000006378 damage Effects 0.000 claims description 2
- 230000004913 activation Effects 0.000 claims 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 claims 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 3
- 230000005684 electric field Effects 0.000 abstract description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 13
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 8
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 8
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 8
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- -1 chlorine anions Chemical class 0.000 description 3
- 125000001309 chloro group Chemical group Cl* 0.000 description 3
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 3
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 3
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical class [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical class OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 238000010892 electric spark Methods 0.000 description 2
- 230000036571 hydration Effects 0.000 description 2
- 238000006703 hydration reaction Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 108091006149 Electron carriers Proteins 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000566515 Nedra Species 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VJRVSSUCOHZSHP-UHFFFAOYSA-N [As].[Au] Chemical compound [As].[Au] VJRVSSUCOHZSHP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N hydron Chemical compound [H+] GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000009738 saturating Methods 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
Images
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)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано для выщелачивания золотосодержащих комплексных руд. The invention relates to the mining industry and can be used for leaching of gold-bearing complex ores.
Известен способ выщелачивания с электролитическим окислением золотомышьяковистых сульфидных руд (Ласкорин Б.Н. "Гидрометаллургия золота", М. Недра, 1980, с.160-164), включающий измельчение руды и ее электролиз в растворе NaCl по схеме
14Cl- 7Cl2 14H+ 7H2
FeAs S + 8 H2O FeAsO4 + 6 H2
При электролизе раствора хлорида натрия на аноде образуется хлор, который растворяется в кислотном растворе. На катоде параллельно протекает процесс восстановления катионов водорода. При этом с процессом выделения водорода на катоде происходит также образование гидроокисла в растворе электролита. Молекулярный хлор, присутствующий в растворе, взаимодействует с сульфидом, который находится в растворе в виде суспензии. Арсенопирит окисляется хлором с образованием солей железа, серной кислоты и арсенал иона. Молекулярный хлор в этом случае восстанавливается в хлорид. Хлорид натрия не расходуется в процессе электролитического окисления сульфидов, и поэтому не входит в суммарное уравнение реакции. Хлорид постоянно регенерируется на аноде в хлор и, таким образом, является переносчиком электронов при окислении сульфидов. Процесс окисления проходит оптимально по объемной плотности тока 10 А/л; при 20 А/л процесс окисления замедляется.A known method of leaching with electrolytic oxidation of gold-arsenic sulfide ores (Laskorin BN "Hydrometallurgy of gold", M. Nedra, 1980, p.160-164), including grinding the ore and its electrolysis in NaCl solution according to the scheme
14Cl - 7Cl 2 14H + 7H 2
FeAs S + 8 H 2 O FeAsO 4 + 6 H 2
During the electrolysis of a solution of sodium chloride, chlorine is formed at the anode, which dissolves in an acid solution. At the cathode, a process of hydrogen cation reduction proceeds in parallel. Moreover, with the process of hydrogen evolution at the cathode, the formation of hydroxide also occurs in the electrolyte solution. Molecular chlorine present in the solution interacts with the sulfide, which is in suspension in the form of a suspension. Arsenopyrite is oxidized by chlorine to form salts of iron, sulfuric acid and an arsenal of ion. Molecular chlorine in this case is reduced to chloride. Sodium chloride is not consumed in the process of electrolytic oxidation of sulfides, and therefore is not included in the overall reaction equation. Chloride is constantly regenerated at the anode in chlorine and, thus, is an electron carrier in the oxidation of sulfides. The oxidation process takes place optimally in bulk current density of 10 A / l; at 20 A / l, the oxidation process slows down.
К недостаткам известного способа относятся: низкая интенсивность электролитического окисления в присутствии восстановителей (двухвалентное железо, сульфиды, органика) и выделение газообразного хлорида; необходимость второй стадии переработки руды сорбционного цианирования для перевода золота в растворенное состояние. The disadvantages of this method include: low intensity of electrolytic oxidation in the presence of reducing agents (ferrous iron, sulfides, organics) and the release of gaseous chloride; the need for a second stage of processing sorption cyanidation ore to convert gold to a dissolved state.
Известен способ выщелачивания руд (авт.св. СССР N 1098324, кл. E 21 B 43/28), включающий подачу выщелачивающих растворов, воздействия на комплекс руда-раствор электроискровым разрядом и сбор продуктивных растворов, отличающийся тем, что с целью повышения эффективности выщелачивания за счет установления режима саморегулирования, электроискровой разряд создают во внутреннем слое руды, а температуру выщелачивающего слоя поддерживают ниже температуры внутреннего слоя. Во внутренний, предварительно орошенный выщелачивающим раствором слой руды с помощью электродов подают ток промышленной частоты напряженностью 20-25 В/см. При этом в обрабатываемом объеме руды возникает искра. За счет воздействия искры возникают механические повреждения минералов, усиливаются процессы диффузии и окисления. При включении тока промышленной частоты происходит разогрев гетерогенной системы руда-раствор, сопровождающийся испарением части влаги и ее конденсацией в верхних необрабатываемых (поэтому и более холодных) слоях руды, где жидкость, как бы, зависает, а в гетерогенной системе руда-раствор на поверхности твердой фазы образуется пленка жидкости, которая способствует образованию искрового разряда. Процесс можно производить сколь угодно долго при условии подпитки раствором сверху. A known method of leaching ores (ed. St. USSR N 1098324, class E 21 B 43/28), including the supply of leaching solutions, exposure of the ore-solution complex by electric spark discharge and the collection of productive solutions, characterized in that in order to increase the leaching efficiency due to the establishment of a self-regulation mode, an electric spark discharge is created in the inner layer of the ore, and the temperature of the leaching layer is maintained below the temperature of the inner layer. The ore layer is preliminarily irrigated with a leaching solution using an electrodes to supply an industrial frequency current of 20-25 V / cm. In this case, a spark arises in the processed ore volume. Due to the action of a spark, mechanical damage to minerals occurs, and diffusion and oxidation are intensified. When the industrial frequency current is turned on, the heterogeneous ore-solution system heats up, accompanied by the evaporation of part of the moisture and its condensation in the upper untreated (and therefore colder) ore layers, where the liquid, as it were, hangs, and in the heterogeneous ore-solution system on the solid surface phase, a liquid film is formed, which contributes to the formation of a spark discharge. The process can be carried out as long as you like, provided that the solution is fed from above.
Недостатками данного способа являются: низкая эффективность при выщелачивании тонкодисперсных руд; загрязнение атмосферы вредными летучими соединениями, которые не успевают сконденсироваться в верхнем холодном слое руды. The disadvantages of this method are: low efficiency in the leaching of finely dispersed ores; air pollution by harmful volatile compounds that do not have time to condense in the upper cold ore layer.
Целью предлагаемого изобретения является повышение интенсивности процесса за счет каналированного движения анионов хлора в межэлектродном пространстве от вершины катодов, расположенных ортогонально к аноду, чем обеспечивается интенсивное локальное выделение атомарного хлора в соответствующих зонах анода и интенсивный вынос его вновь поступающими молекулами воды и плотным потоком очередных анионов в канале, то есть атомы хлора не успевают объединиться, и молекулярный хлор при этом практически не успевает образоваться. Кроме того, гидратные оболочки минеральных частиц в момент удара последних о поверхность анода интенсивно насыщаются за счет адсорбции атомарным хлором и кислородом и за счет конической формы реактора при переходе в верхнюю часть конуса перемещаются по вихревой траектории, быстро удаляя реагент от анода и предельно насыщает им пульпу, что приводит к максимальной эффективности выщелачивания золота и других полезных элементов методом хлоризации в верхней части конуса. The aim of the invention is to increase the intensity of the process due to the channeled movement of chlorine anions in the interelectrode space from the top of the cathodes located orthogonally to the anode, which ensures intensive local evolution of atomic chlorine in the corresponding zones of the anode and its intensive removal by newly incoming water molecules and a dense stream of regular anions into channel, that is, chlorine atoms do not have time to unite, and molecular chlorine in this case practically does not have time to form. In addition, the hydration shells of mineral particles at the moment of impact of the latter on the anode surface are intensively saturated due to adsorption by atomic chlorine and oxygen and, due to the conical shape of the reactor, move to the upper part of the cone along a vortex trajectory, quickly removing the reagent from the anode and saturating the pulp with it , which leads to maximum leaching efficiency of gold and other useful elements by chlorination in the upper part of the cone.
Изобретение поясняется чертежом. The invention is illustrated in the drawing.
Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.
Подготовленная пульпа вместе с реагентами подается в реактор внутренняя часть которого является анодом 2, а по оси ортогонально к анодной поверхности устанавливаются катоды. Движение пульпы от оси реактора к аноду обеспечивается мешалкой 5. На катоде 1 выделяется газообразный водород, чем создается щелочная среда. При движении вдоль катодов пульпа локально насыщается гидроксил-ионами и другими анионами (в первую очередь хлора), структурируется в потоки, ориентированные перпендикулярно анодной поверхности. В межэлектродном пространстве, имеющем благодаря форме и ориентировке катодов вид канала, происходит насыщение (из-за разницы потенциалов) анионами хлора. Последние под действием электрического поля и импульсов, передаваемых молекулами воды, перемещаются к аноду, при соприкосновении с анодной поверхностью окисляются анионами и переходят преимущественно в атомарное состояние. Образующиеся атомы хлора интенсивно выводятся из прианодной зоны вновь прибывающими плотными потоками ионов и минеральными частицами, вступая в реакцию (за счет направленного движения к поверхности анода). Поэтому атомы хлора практически не успевают объединиться в молекулы и, попадая (за счет адсорбции) в гидратные оболочки минеральных частиц, вступают с ними в химическое взаимодействие, то есть происходит процесс выщелачивания. The prepared pulp along with the reagents is fed into the reactor, the inner part of which is
П р и м е р. Сульфидные золотосодержащие руды, измельченные до крупности 60% класса 74 мкм загружались в реактор одновременно с водным раствором NaCl и водным раствором HCl (кислотный раствор использовался для корректировки рН). Соотношение Ж:Т в серии опытов изменялось в пределах 1-5:1. Растворсодержащая пульпа в реакторе подвергалась перемешиванию пропеллерной мешалкой. На электроды реактора подавалось постоянное напряжение 10-220 В. При этом обеспечивался максимальный ток объемной плотности не менее 0,5 А/л. Время выщелачивания устанавливалось от 2 до 6 ч. Сравнительные результаты выщелачивания руды приведены в таблице. PRI me R. Sulphide gold-bearing ores, crushed to a particle size of 60%, class 74 μm, were loaded into the reactor simultaneously with an aqueous solution of NaCl and an aqueous solution of HCl (an acid solution was used to adjust the pH). The ratio of W: T in a series of experiments varied in the range of 1-5: 1. The solution-containing pulp in the reactor was mixed with a propeller stirrer. A constant voltage of 10–220 V was applied to the electrodes of the reactor. At the same time, a maximum bulk density current of at least 0.5 A / L was ensured. The leaching time was set from 2 to 6 hours. Comparative ore leaching results are shown in the table.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU9595107001A RU2044875C1 (en) | 1995-05-11 | 1995-05-11 | Method for leaching gold-containing complex ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU9595107001A RU2044875C1 (en) | 1995-05-11 | 1995-05-11 | Method for leaching gold-containing complex ores |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2044875C1 true RU2044875C1 (en) | 1995-09-27 |
| RU95107001A RU95107001A (en) | 1997-04-20 |
Family
ID=20167315
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU9595107001A RU2044875C1 (en) | 1995-05-11 | 1995-05-11 | Method for leaching gold-containing complex ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2044875C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2176730C2 (en) * | 1999-11-30 | 2001-12-10 | Открытое акционерное общество Красноярский проектно-изыскательский институт "Гидропроект" | Process of pile leaching of mineral resources |
| RU2403301C1 (en) * | 2009-04-24 | 2010-11-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of active leaching of metals from ores and concentrates |
| RU2467802C1 (en) * | 2011-03-21 | 2012-11-27 | Анатолий Иванович Мамаев | Method of processing complex gold-bearing ores, concentrates and secondary raw stock |
-
1995
- 1995-05-11 RU RU9595107001A patent/RU2044875C1/en active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 866142, E 21B 43/28, 1980. * |
| Ласкорин Б.Н. Гидрометаллургия золота. М.: Недра, 1980, с.160 - 164. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2176730C2 (en) * | 1999-11-30 | 2001-12-10 | Открытое акционерное общество Красноярский проектно-изыскательский институт "Гидропроект" | Process of pile leaching of mineral resources |
| RU2403301C1 (en) * | 2009-04-24 | 2010-11-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of active leaching of metals from ores and concentrates |
| RU2467802C1 (en) * | 2011-03-21 | 2012-11-27 | Анатолий Иванович Мамаев | Method of processing complex gold-bearing ores, concentrates and secondary raw stock |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU95107001A (en) | 1997-04-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3719570A (en) | Electrolytic process | |
| US9023129B2 (en) | Hydrometalurgical process and apparatus for recovering metals from waste material | |
| BR112016004628B1 (en) | a process for recovering metal comprising copper and / or a precious metal from a metal-containing material; differential leaching process for recovering copper and precious metal from a material containing copper and precious metal | |
| Kim et al. | A novel zero emission concept for electrogenerated chlorine leaching and its application to extraction of platinum group metals from spent automotive catalyst | |
| EP0115500A1 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| Rasskazova et al. | Stage-activation leaching of oxidized copper—gold ore: theory and technology | |
| KR960008617B1 (en) | How to Recover Sulfuric Acid | |
| US5603750A (en) | Fluorocarbon fluids as gas carriers to aid in precious and base metal heap leaching operations | |
| Wei et al. | Semiconductor electrochemistry of particulate pyrite: mechanisms and products of dissolution | |
| RU2044875C1 (en) | Method for leaching gold-containing complex ores | |
| RU2403301C1 (en) | Method of active leaching of metals from ores and concentrates | |
| Wang et al. | Copper recovery from waste printed circuit boards by NH3−(NH4) 2S2O8–CuSO4 slurry electrolysis | |
| RU2265068C1 (en) | Method of treating heat-resisting mineral metal-containing raw | |
| US3764650A (en) | Recovery of gold from ores | |
| US3849265A (en) | Electro-oxidative method for the recovery of molybdenum from sulfide ores | |
| CA2072188A1 (en) | Metal recovery process | |
| Hwang et al. | Oxygenated leaching of copper sulfide mineral under microwave-hydrothermal conditions | |
| CN106048651A (en) | Electrolytic manganese metal production method | |
| CN110655142B (en) | Method for treating cyanide-containing wastewater by photoelectrocatalysis | |
| AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| Arslan et al. | Electrooxidation of gold-bearing sulfide concentrate | |
| RU2080449C1 (en) | Method for leaching of sulfide nonoxidized arsenical gold ore | |
| RU2580356C1 (en) | Method for heap leaching of gold from refractory ores | |
| CN87102448A (en) | Mineral processing method of copper oxide ore | |
| RU2647961C1 (en) | Method of leaching gold from refractory ores |