RU2071980C1 - Method of extraction of noble metals from ore and concentrate - Google Patents
Method of extraction of noble metals from ore and concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2071980C1 RU2071980C1 RU9292015119A RU92015119A RU2071980C1 RU 2071980 C1 RU2071980 C1 RU 2071980C1 RU 9292015119 A RU9292015119 A RU 9292015119A RU 92015119 A RU92015119 A RU 92015119A RU 2071980 C1 RU2071980 C1 RU 2071980C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- gold
- silver
- saline
- potassium
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 24
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title abstract description 12
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title abstract 3
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 82
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims abstract description 80
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims abstract description 80
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims abstract description 70
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims abstract description 70
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims abstract description 62
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 41
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 29
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 25
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 16
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 11
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 claims abstract description 7
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 6
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 74
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 39
- FVAUCKIRQBBSSJ-UHFFFAOYSA-M sodium iodide Chemical compound [Na+].[I-] FVAUCKIRQBBSSJ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 30
- NLKNQRATVPKPDG-UHFFFAOYSA-M potassium iodide Inorganic materials [K+].[I-] NLKNQRATVPKPDG-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 28
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 claims description 17
- IOLCXVTUBQKXJR-UHFFFAOYSA-M potassium bromide Inorganic materials [K+].[Br-] IOLCXVTUBQKXJR-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 15
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 13
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 13
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 11
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 235000009518 sodium iodide Nutrition 0.000 claims description 10
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 8
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims description 6
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 claims description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 6
- VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N sodium nitrate Chemical compound [Na+].[O-][N+]([O-])=O VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000007858 starting material Substances 0.000 claims description 6
- ZCYVEMRRCGMTRW-UHFFFAOYSA-N 7553-56-2 Chemical compound [I] ZCYVEMRRCGMTRW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229920001174 Diethylhydroxylamine Polymers 0.000 claims description 5
- CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N Ozone Chemical compound [O-][O+]=O CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- FVCOIAYSJZGECG-UHFFFAOYSA-N diethylhydroxylamine Chemical compound CCN(O)CC FVCOIAYSJZGECG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052740 iodine Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011630 iodine Substances 0.000 claims description 5
- 238000005325 percolation Methods 0.000 claims description 5
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- AQTSFWPPRHBKMC-UHFFFAOYSA-N sodium;triiodide Chemical compound [Na+].I[I-]I AQTSFWPPRHBKMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims description 4
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 3
- AVXURJPOCDRRFD-UHFFFAOYSA-N Hydroxylamine Chemical compound ON AVXURJPOCDRRFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 125000000129 anionic group Chemical group 0.000 claims description 3
- 239000012528 membrane Substances 0.000 claims description 3
- FGIUAXJPYTZDNR-UHFFFAOYSA-N potassium nitrate Inorganic materials [K+].[O-][N+]([O-])=O FGIUAXJPYTZDNR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 235000010344 sodium nitrate Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000004317 sodium nitrate Substances 0.000 claims description 3
- WKBOTKDWSSQWDR-UHFFFAOYSA-N Bromine atom Chemical compound [Br] WKBOTKDWSSQWDR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 125000000217 alkyl group Chemical group 0.000 claims description 2
- GDTBXPJZTBHREO-UHFFFAOYSA-N bromine Substances BrBr GDTBXPJZTBHREO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052794 bromium Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 235000010333 potassium nitrate Nutrition 0.000 claims description 2
- 239000004323 potassium nitrate Substances 0.000 claims description 2
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 2
- 238000011045 prefiltration Methods 0.000 claims description 2
- JHJLBTNAGRQEKS-UHFFFAOYSA-M sodium bromide Chemical compound [Na+].[Br-] JHJLBTNAGRQEKS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 abstract description 6
- 239000010802 sludge Substances 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 abstract 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 abstract 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 61
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 7
- DKNPRRRKHAEUMW-UHFFFAOYSA-N Iodine aqueous Chemical compound [K+].I[I-]I DKNPRRRKHAEUMW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 6
- 229940020414 potassium triiodide Drugs 0.000 description 6
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 6
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 5
- XBZNFAHHVCSNKK-UHFFFAOYSA-L I.[I-].[K+].[I-].[Na+] Chemical compound I.[I-].[K+].[I-].[Na+] XBZNFAHHVCSNKK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- WINGFJQHCRYKRB-UHFFFAOYSA-L potassium;sodium;diiodide Chemical compound [Na+].[K+].[I-].[I-] WINGFJQHCRYKRB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 4
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 238000002848 electrochemical method Methods 0.000 description 3
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 3
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 3
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- 238000005349 anion exchange Methods 0.000 description 2
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 2
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 description 2
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 230000001603 reducing effect Effects 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- 238000005199 ultracentrifugation Methods 0.000 description 2
- UYAVHMWMVVOREJ-UHFFFAOYSA-N 2-(hydroxyamino)ethanol Chemical compound OCCNO UYAVHMWMVVOREJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012267 brine Substances 0.000 description 1
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- -1 chloride anions Chemical class 0.000 description 1
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 238000000909 electrodialysis Methods 0.000 description 1
- 239000003480 eluent Substances 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N gold silver Chemical compound [Ag].[Au] PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 231100001261 hazardous Toxicity 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L potassium sulfate Chemical compound [K+].[K+].[O-]S([O-])(=O)=O OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052939 potassium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011151 potassium sulphates Nutrition 0.000 description 1
- BUKHSQBUKZIMLB-UHFFFAOYSA-L potassium;sodium;dichloride Chemical compound [Na+].[Cl-].[Cl-].[K+] BUKHSQBUKZIMLB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- MCXBMLBTPQEQJP-UHFFFAOYSA-N potassium;sodium;dinitrate Chemical compound [Na+].[K+].[O-][N+]([O-])=O.[O-][N+]([O-])=O MCXBMLBTPQEQJP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000010349 pulsation Effects 0.000 description 1
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 1
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M sodium;chloride;hydrate Chemical compound O.[Na+].[Cl-] HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
- 239000002341 toxic gas Substances 0.000 description 1
- WRTMQOHKMFDUKX-UHFFFAOYSA-N triiodide Chemical compound I[I-]I WRTMQOHKMFDUKX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
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 области экологически чистой, малоотходной гидрометаллургии драгоценных металлов (золота и серебра). The invention relates to the field of environmentally friendly, low-waste hydrometallurgy of precious metals (gold and silver).
Известен способ извлечения драгоценных металлов из руд и концентратов, включающий выщелачивание золота и серебра из руд и концентратов солевым водным раствором в присутствии окислителя, фильтрацию пульпы с последующей отмывкой кека водой и одновременное с этим осаждение золота и серебра из осветленного солевого раствора [1]
Недостатками известного способа являются:
использование при выщелачивании золота и серебра из руд и концентратов в качестве солевого раствора высокотоксичного (категория СДЯВ) и экологически опасного (класс химической опасности 1) раствора цианистого калия или натрия [2]
невысокая скорость растворения золота и серебра в цианистых водных растворах (продолжительность растворения в производственном процессе обычно составляет от 10 до 40 часов);
cнижение эффективности растворения золота и серебра в растворах цианидов при переработке сульфидных, сурьмянистых, мышьяковистых, теллуристых и пр. руд и концентратов;
возможность загрязнения воздуха рабочих помещений различными высокотоксичными газами: HCl, HSb, HAs и пр.A known method for the extraction of precious metals from ores and concentrates, including leaching of gold and silver from ores and concentrates with a saline aqueous solution in the presence of an oxidizing agent, filtering the pulp, followed by washing the cake with water and simultaneously precipitating gold and silver from the clarified saline solution [1]
The disadvantages of this method are:
use in the leaching of gold and silver from ores and concentrates as a saline highly toxic (SDYA category) and environmentally hazardous (chemical hazard class 1) potassium or sodium cyanide solution [2]
low dissolution rate of gold and silver in cyanide aqueous solutions (the duration of dissolution in the production process is usually from 10 to 40 hours);
decrease in the efficiency of dissolution of gold and silver in cyanide solutions during the processing of sulfide, antimony, arsenic, tellurium, etc. ores and concentrates;
the possibility of air pollution of working rooms with various highly toxic gases: HCl, HSb, HAs, etc.
трудность раздельного получения золота и серебра из золото -, серебросодержащего цианидного раствора;
трудоемкость регенерации, а также обезвреживания отработанных цианидных растворов.the difficulty of separately obtaining gold and silver from gold -, silver-containing cyanide solution;
the complexity of regeneration, as well as the disposal of spent cyanide solutions.
Целью настоящего изобретения является расширение технологических возможностей. The aim of the present invention is the expansion of technological capabilities.
Поставленная цель достигается тем, что выщелачивание золота и серебра из руд и концентратов проводят 1 40 мас. солевым иодосодержащим водным раствором при pH 3 10 в течение не менее 60 минут, образовавшийся при промывании кека водой солевой раствор концентрируют, регенерируют и вновь используют для выщелачивания исходного материала после осаждения и отделения золота и серебра от осветленного солевого раствора, последний регенерируют и направляют на выщелачивание исходного материала, а также тем, что выщелачивание руды и концентрата проводят агитационным или перколяционным методам, и, кроме того, тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор смеси трииодида калия с иодидом калия или бромидом калия при соотношении концентраций [KI3] к [KI] или [KBr] от 10-5 до 10-1.This goal is achieved in that the leaching of gold and silver from ores and concentrates spend 1 40 wt. iodine-containing aqueous solution at pH 3 10 for at least 60 minutes, the salt solution formed by washing the cake with water is concentrated, regenerated and again used to leach the starting material after precipitation and separation of gold and silver from the clarified saline solution, the latter is regenerated and sent for leaching source material, as well as the fact that the leaching of ore and concentrate is carried out by propaganda or percolation methods, and, in addition, by using a saline aqueous solution An aqueous solution of a mixture of potassium triiodide with potassium iodide or potassium bromide is prepared at a concentration ratio of [KI 3 ] to [KI] or [KBr] from 10 −5 to 10 −1 .
Поставленная цель достигается также тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор смеси трииодида натрия с иодидом натрия при соотношении концентраций [NaI3] к [NaI] от 10-5 до 10-1, и, кроме того, тем, то в качестве солевого водного раствора используют водный раствор трииодида калия и иодида калия с сульфатом и/или хлоридом и/или нитратом калия при общей концентрации последних в солевом водном растворе от 0,1 до 20 мас.This goal is also achieved by the fact that as a salt water solution using an aqueous solution of a mixture of sodium triiodide with sodium iodide at a ratio of concentrations of [NaI 3 ] to [NaI] from 10 -5 to 10 -1 , and, moreover, as a saline aqueous solution, an aqueous solution of potassium triiodide and potassium iodide with sulfate and / or potassium chloride and / or potassium nitrate is used at a total concentration of the latter in the saline aqueous solution of from 0.1 to 20 wt.
Поставленная цель также достигается тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор трииодида натрия и иодида натрия с сульфатом и/или хлоридом и/или нитратом натрия при общей концентрации последних в солевом водном растворе от 0,1 до 20 мас. а также тем, что в качестве окислителя используют иод или бром с концентрацией в солевом растворе от 0,001 до 1,0 мас. кроме того, тем, что в качестве окислителя используют озон-воздушную смесь с содержанием озона от 1 до 100 г/куб.м, что золото и серебро осаждают из осветленного солевого раствора совместно, а также тем, что из осветленного солевого раствора сначала осаждают золото, а после отделения золота от солевого раствора из последнего осаждают серебро. This goal is also achieved by the fact that as a salt water solution use an aqueous solution of sodium triiodide and sodium iodide with sulfate and / or chloride and / or sodium nitrate at a total concentration of the latter in saline aqueous solution from 0.1 to 20 wt. as well as the fact that iodine or bromine with a concentration in saline solution of from 0.001 to 1.0 wt. in addition, due to the fact that an ozone-air mixture with an ozone content of 1 to 100 g / m3 is used as an oxidizing agent, that gold and silver are precipitated together from a clarified saline solution, and also that gold is first precipitated from a clarified saline solution , and after separation of gold from saline, silver is precipitated from the latter.
Кроме того, поставленная цель достигается тем, что из осветленного солевого раствора золото осаждают аминными реагентами, например гидроксиламином или его алкильными производными (диэтилгидроксиламином) с концентрацией в растворе не менее 0,01 моль/л при pH раствора 4 10, температуре 20 60oС, а также тем, что золото и/или серебро из осветленного солевого раствора осаждают электрохимически в виде шламового осадка в катодном пространстве электрохимической ячейки, отделенной от анода аниононепроницаемой мембраной при pH раствора от 9 до 14 и плотности тока не менее 1000 А/кв.м, кроме того, тем, что из осветленного солевого раствора, предварительно профильтрованного через слой анионита (со скоростью от 30 до 3 ч-1), золото и/или серебро осаждают на анионообменной смоле типа АВ-17, АМ-2Б со скоростью 0,03 0,05 ч-1.In addition, the goal is achieved in that gold is precipitated from the clarified saline by amine reagents, for example hydroxylamine or its alkyl derivatives (diethylhydroxylamine) with a concentration in the solution of at least 0.01 mol / l at a solution pH of 4 10, a temperature of 20 60 o С , as well as the fact that gold and / or silver from the clarified saline is precipitated electrochemically in the form of a slurry precipitate in the cathode space of the electrochemical cell, separated from the anode by an anionic membrane at a solution pH of 9 to 14 and dense STI current is not less than 1000 A / m, furthermore, in that from the clarified brine, pre-filtered through a bed of anion resin (at a rate of 30 h -1 to 3), gold and / or silver is deposited on the anion exchange resin of the type AB -17, AM-2B with a speed of 0.03 0.05 h -1 .
Предложенный способ реализуется следующим образом. The proposed method is implemented as follows.
Измельченную руду или концентрат засыпают в аппарат, заполненный 1 40 мас. солевым иодосодержащим водным раствором при pH 3 10. В качестве солевого водного раствора обычно берут раствор триодида калия (натрия) и иодида калия (натрия) или бромида калия при отношении [K(Na)I3]/[K(Na)I] или [KBr] приблизительно равном от 10-5 до 10-1.The crushed ore or concentrate is poured into an apparatus filled with 1 40 wt. saline iodine-containing aqueous solution at pH 3 10. The solution of potassium triodide (sodium) and potassium iodide (sodium) or potassium bromide in the ratio [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] or [KBr] approximately equal to from 10 -5 to 10 -1 .
В некоторых случаях в солевой водный раствор кроме вышеперечисленных компонентов добавляют сульфат и/или хлорид, и/или нитрат калия (натрия) в количестве от 0,1 до 20 мас. In some cases, in addition to the above components, sulfate and / or chloride and / or potassium (sodium) nitrate in an amount of from 0.1 to 20 wt.
Состав солевого раствора зависит от минерального состава руды и концентрата, содержания в рудном материале золота и серебра, а также от региональных экономических условий. Так, при обработке сульфидных руд необходима большая концентрация в растворе трииодида калия (натрия), а также желательно присутствие в растворе нитрат-аниона. The composition of the salt solution depends on the mineral composition of the ore and concentrate, the content of gold and silver in the ore material, as well as on regional economic conditions. So, when processing sulfide ores, a large concentration of potassium triiodide (sodium) in the solution is necessary, and the presence of a nitrate anion in the solution is also desirable.
Переработку золото-серебряных концентратов лучше проводить в присутствии сульфат- и хлорид-анионов, так как в этом случае осажденное из таких солевых водных растворов золото меньше загрязнено сопутствующими элементами, например свинцом, медью, марганцем и пр. что в дальнейшем упрощает процесс аффинажа. It is better to process gold-silver concentrates in the presence of sulfate and chloride anions, since in this case the gold deposited from such salt water solutions is less contaminated with related elements, for example, lead, copper, manganese, etc., which further simplifies the refining process.
Таким образом, состав водного солевого раствора и его водородный показатель pH подбирают отдельно в каждом конкретном случае. Thus, the composition of the aqueous saline and its pH value are selected separately in each case.
Приготовленную пульпу интенсивно перемешивают в течение не менее 60 минут в присутствии окислителя, например, I2 или Br2 с концентрацией в солевом растворе от 0,001 до 1,0 мас.The prepared pulp is intensively mixed for at least 60 minutes in the presence of an oxidizing agent, for example, I 2 or Br 2 with a concentration in saline from 0.001 to 1.0 wt.
Кроме того, процесс выщелачивания золота и серебра можно проводить, используя вместо I2 и Br2 озон-воздушную смесь (с концентрацией озона от 1 до 100 г/куб. м). В этом случае через перемешиваемую в аппарате пульпу осуществляют барботаж озон-воздушной смеси.In addition, the process of leaching gold and silver can be carried out using instead of I 2 and Br 2 an ozone-air mixture (with an ozone concentration of 1 to 100 g / cubic meter). In this case, the ozone-air mixture is bubbled through the pulp mixed in the apparatus.
Количество окислителя, вводимое в пульпу, зависит от восстановительных свойств рудного материала. Чем больше восстановителя в руде, тем большая концентрация окислителя требуется в пульпе для проведения процесса выщелачивания. The amount of oxidizing agent introduced into the pulp depends on the reducing properties of the ore material. The more reducing agent in the ore, the higher the concentration of oxidizing agent required in the pulp for the leaching process.
После завершения процесса выщелачивания пульпу фильтруют, кек отмывают водой от солевых компонентов раствора выщелачивателя и образовавшийся промывной раствор концентрируют (выпариванием, ионнообменной сорбцией или электродиализом). Затем полученный при этом солевой раствор регенерируют (путем введения соответствующих реагентов и/или электрохимическим методом) и вновь направляют на выщелачивание исходного материала, а промытый кек в отвал. After the leaching process is completed, the pulp is filtered, the cake is washed with water from the salt components of the leach solution, and the resulting washing solution is concentrated (by evaporation, ion exchange sorption or electrodialysis). Then the resulting saline solution is regenerated (by introducing the appropriate reagents and / or electrochemical method) and again sent to the leaching of the source material, and the washed cake in the dump.
Одновременно с промывкой кека проводят осаждение золота и серебра из полученного при фильтрации пульпы солевого раствора. Из осветленного солевого раствора золото и серебро осаждают вместе или раздельно в основном в зависимости от содержания и соотношения драгоценных металлов в рудном материале, а также требований, предъявляемых к составу и качеству конечной продукции. Это же, в конечном счете, определяет выбор метода осаждения золота и/или серебра из раствора. Simultaneously with the washing of the cake, gold and silver are precipitated from the saline solution obtained by filtration of the pulp. From clarified saline, gold and silver are precipitated together or separately, mainly depending on the content and ratio of precious metals in the ore material, as well as the requirements for the composition and quality of the final product. This, ultimately, determines the choice of the method of deposition of gold and / or silver from solution.
Так, совместное осаждение золота и серебра из раствора проводят электрохимическим методом или методом ионообменной сорбции. В первом случае осветленный солевой раствор подают в катодное пространство электрохимической ячейки электролизера, отделенное от анода аниононепроницаемой мембраной. При плотности тока не менее 1000 А/кв.м происходит повышение водородного показателя pH солевого раствора до 9 14 в катодном пространстве, и золото и серебро, содержащееся в растворе, осаждается в виде шламового осадка. Затем образовавшийся осадок отделяют от солевого раствора ультрацентрифугированием, а солевой раствор регенерируют и вновь направляют на выщелачивание исходного материала. So, the joint deposition of gold and silver from a solution is carried out by the electrochemical method or by ion-exchange sorption. In the first case, the clarified saline solution is fed into the cathode space of the electrochemical cell of the electrolyzer, separated from the anode by an anionic membrane. At a current density of at least 1000 A / m2, the pH of the saline solution increases to 9-14 in the cathode space, and the gold and silver contained in the solution are precipitated in the form of a sludge. Then, the precipitate formed is separated from the saline by ultracentrifugation, and the saline is regenerated and again sent to leach the starting material.
При использовании метода ионообменной сорбции поступают следующим образом. Осветленный солевой раствор пропускают сначала через анионообменный фильтр со скоростью от 3 до 30 ч-1, а затем подают в аппарат, заполненный анионитом типа АВ-17 или АМ-2Б со скоростью от 0,03 до 0,05 ч-1. При этом происходит сорбция золота и серебра из солевого раствора. Смолу затем регенерируют и из элюента выделяют золото и серебро. Прошедший сквозь анионит солевой раствор регенерируют и вновь используют при выщелачивании рудного материала.When using the ion-exchange sorption method, proceed as follows. The clarified saline solution is first passed through an anion exchange filter at a speed of 3 to 30 h -1 , and then it is fed into an apparatus filled with anion exchange resin of the type AB-17 or AM-2B at a speed of 0.03 to 0.05 h -1 . In this case, sorption of gold and silver from saline solution occurs. The resin is then regenerated and gold and silver are recovered from the eluent. The saline solution that has passed through the anion exchange resin is regenerated and reused when the ore material is leached.
В случае раздельного осаждения драгоценных металлов сначала осаждают золото реагентным, электрохимическим методами или на анионите, а затем после отделения золота от солевого раствора из него осаждают серебро электрохимически или методом ионообменной сорбции. In the case of separate deposition of precious metals, gold is first precipitated by reagent, electrochemical methods or on anion exchange resin, and then, after separation of gold from the saline solution, silver is precipitated from it electrochemically or by ion-exchange sorption.
При содержании золота в солевом растворе выше 500 г/куб.м целесообразно использовать реагентное осаждение, так как в результате этого получают относительно чистый осадок золота, не требующий сложного аффинажа. Для этого раствор (фильтрат) нагревают до температуры 20 60oC, затем при перемешивании вводят аминный реагент, например диэтилгидроксиламин (концентрация его в растворе должна составлять не менее 0,01 моль/л), устанавливают водородный показатель раствора pH до 4 10 и в течение не менее 30 минут проводят процесс восстановления золота. После этого полученную суспензию охлаждают, золото отделяют на фильтре или ультрацентрифугированием, а раствор направляют в электролитическую ячейку для осаждения серебра (при pH 9 14 и плотности тока не менее 1000 А/кв.м) в виде шламового осадка или в аппарат, заполненный анионитом, например АВ-17 или АМ-2Б, в котором происходит сорбция серебра при скорости просачивания солевого раствора 0,03 0,05 ч-1 через слой анионообменной смолы. Затем раствор, прошедший через электролитическую ячейку или анионообменный слой, регенерируют и вновь направляют на выщелачивание руды или концентрата.When the gold content in the salt solution is higher than 500 g / cubic meter, it is advisable to use reagent deposition, as this results in a relatively pure gold precipitate that does not require complex refining. To do this, the solution (filtrate) is heated to a temperature of 20-60 o C, then amine reagent, for example diethyl hydroxylamine, is introduced with stirring (its concentration in the solution must be at least 0.01 mol / l), the pH of the solution is adjusted to pH 4 10 and for at least 30 minutes, the gold recovery process is conducted. After this, the resulting suspension is cooled, the gold is separated on a filter or by ultracentrifugation, and the solution is sent to an electrolytic cell for the deposition of silver (at pH 9 14 and a current density of at least 1000 A / sq.m) in the form of a slurry precipitate or in an apparatus filled with anion exchange resin, for example, AB-17 or AM-2B, in which silver is sorbed at a rate of saline leakage of 0.03 0.05 h -1 through a layer of anion exchange resin. Then the solution passing through the electrolytic cell or anion exchange layer is regenerated and again sent to the leaching of ore or concentrate.
Степень извлечения золота составляет от 98 до 99,9% а серебра от 95 до 99,9%
Осаждение золота или серебра из солевого раствора электрохимически или на анионите проводят аналогично описанным выше примерам совместного осаждения драгоценных металлов.The degree of extraction of gold is from 98 to 99.9% and silver from 95 to 99.9%
The deposition of gold or silver from a saline solution electrochemically or on anion exchange resin is carried out similarly to the examples of co-precipitation of precious metals described above.
Наряду с агитационным методом выщелачивания в случае низкого содержания золота (менее 4 г/т) в руде при относительно крупном помоле рудного материала, низкой заиленности последнего и пр. целесообразно проводить выщелачивание золота и серебра данным способом, но перколяционным методом, то есть путем просачивания через насыпной слой рудного материала. Along with the agitation leaching method in the case of a low gold content (less than 4 g / t) in ore with a relatively large grinding of ore material, low siltation of the latter, etc., it is advisable to leach gold and silver in this way, but by percolation method, that is, by percolation through bulk layer of ore material.
Для этого в перколятор (стальной чан цилиндрической или прямоугольной формы с ложным плоским днищем, покрытым фильтрующей материей) засыпают измельченную руду и осуществляют циркуляцию солевого водного раствора через насыпной слой рудного материала до полного растворения золота. Затем раствор собирают в отдельную емкость и проводят из него извлечение сначала золота, а затем серебра по вышеописанной методике. После этого обеззолоченный раствор регенерируют и вновь используют для выщелачивания рудного материала. Одновременно с этим проводят отмывку водой выщелоченной руды, находящейся в чане, от солевых компонентов выщелачивателя. Образовавшиеся при этом промывные воды концентрируют и регенерируют, и вновь направляют на выщелачивание руды. To do this, crushed ore is poured into the percolator (a steel tub of cylindrical or rectangular shape with a false flat bottom covered with filter material) and the saline aqueous solution is circulated through the bulk layer of ore material until the gold is completely dissolved. Then the solution is collected in a separate container and gold is first extracted from it, and then silver, according to the method described above. After this, the dehydrated solution is regenerated and again used to leach ore material. At the same time, the leached ore in the vat is washed with water from the salt components of the leachate. The washings formed in this process are concentrated and regenerated, and again sent to ore leaching.
Способ поясняется следующими примерами. The method is illustrated by the following examples.
Пример 1. Example 1
В аппарат заливают водный раствор, содержащий 8 мас. трииодида калия (натрия) и иодида калия (натрия) (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] 10-3, pH 6 8) и 1 2 мас. сульфата и/или хлорида натрия, и засыпают измельченную кварцевую руду с содержанием сульфидов от 2 до 3% золота 5 г/т и серебра 2 г/т. Соотношение Т:Ж составляет 1:1-1,5. Полученную пульпу интенсивно перемешивают в течение 180 минут в присутствии I2 с концентрацией 0,01 мас. Затем пульпу фильтруют. Кек промывают водой, образовавшиеся при этом промывные воды концентрируют, регенерируют и полученный солевой раствор вновь направляют на выщелачивание исходного материала.An aqueous solution containing 8 wt. potassium triiodide (sodium) and potassium iodide (sodium) (ratio [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] 10 -3 , pH 6 8) and 1 2 wt. sulfate and / or sodium chloride, and crushed quartz ore is poured with a sulfide content of 2 to 3% gold 5 g / t and silver 2 g / t. The ratio of T: W is 1: 1-1.5. The resulting pulp is intensively mixed for 180 minutes in the presence of I 2 with a concentration of 0.01 wt. Then the pulp is filtered. The cake is washed with water, the washings formed during this are concentrated, regenerated, and the resulting saline solution is again sent to leach the starting material.
Одновременно с этим осветленный солевой раствор направляют в катодное пространство электролизера, в котором при плотности тока 1000 А/кв.м происходит повышение pH раствора до 9 14 и осаждение золота и серебра в шламовый осадок, который затем отделяют на фильтре или в ультрацентрифуге. Обеззолоченный солевой раствор регенерируют и используют при выщелачивании руды. At the same time, the clarified saline solution is sent to the cathode space of the electrolyzer, in which at a current density of 1000 A / m2 the solution rises to 9–14 and gold and silver are deposited in the sludge, which is then separated on a filter or in an ultracentrifuge. The de-grounded saline solution is regenerated and used for ore leaching.
Степень извлечения золота и серебра составляет ≈ 99,8%
Пример 2.The degree of extraction of gold and silver is ≈ 99.8%
Example 2
Из измельченной руды с содержанием золота 4 г/т и серебра 1 г/т и солевого водного раствора, содержащего 6 мас. трииодида калия и иодида натрия при соотношении концентраций 10-4 и 3 4 мас. сульфата натрия готовят пульпу (Т: Ж 1:1,5, pH 4 6), которую перемешивают в течение 150 минут в присутствии окислителя I2 или Br2 с концентрацией 6•10-4 мас.From crushed ore with a gold content of 4 g / t and silver 1 g / t and a saline aqueous solution containing 6 wt. potassium triiodide and sodium iodide at a concentration ratio of 10 -4 and 3 to 4 wt. sodium sulfate is prepared pulp (T: W 1: 1,5, pH 4 6), which is stirred for 150 minutes in the presence of an oxidizing agent I 2 or Br 2 with a concentration of 6 • 10 -4 wt.
После этого пульпу фильтруют, кек промывают водой, образовавшийся при этом разбавленный солевой раствор концентрируют, регенерируют и вновь направляют на выщелачивание исходной руды. After this, the pulp is filtered, the cake is washed with water, the resulting diluted saline solution is concentrated, regenerated and again sent to leach the initial ore.
Одновременно с этим осветленный солевой раствор сначала со скоростью 10
15 ч-1 пропускают через небольшой слой анионита АМ-2Б (предфильтр), а затем через ионообменную колонну, заполненную анионитом АВ-17. Скорость пpосачивания солевого раствора через анионит АВ-17 составляет 0,03 0,05 ч-1. При этом на анионите происходит сорбция золота и серебра из солевого раствора. Обеззолоченный солевой раствор, вышедший из аппарата с анионообменной смолой, регенерируют и направляют на выщелачивание исходной руды.At the same time, the clarified saline solution is first at a speed of 10
15 h -1 is passed through a small layer of anion exchange resin AM-2B (pre-filter), and then through an ion-exchange column filled with anion exchange resin AB-17. The rate of saline pumping through anion exchange resin AB-17 is 0.03 0.05 h -1 . At the same time, sorption of gold and silver from saline occurs on anion exchange resin. The de-grounded saline solution that exits the apparatus with the anion-exchange resin is regenerated and sent to leach the initial ore.
Степень извлечения золота составляет 99,8% а серебра ≈ 90%
Пример 3.The degree of extraction of gold is 99.8% and silver ≈ 90%
Example 3
Измельченную теллуристо-селенистую руду с содержанием золота 25 г/т и серебра 100 г/т засыпают в аппарат, заполненный 10 мас. водным раствором трииодида калия (натрия) и иодида калия (натрия), 0,1 мас. сульфата и/или хлорида натрия (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] 10-3, pH 5 - 10) до отношения Т: Ж 1: 1,5. Полученную пульпу перемешивают в течение примерно 200 минут в присутствии I2 или Br2 с концентрацией 0,01 мас.The crushed telluride-selenium ore with a gold content of 25 g / t and silver 100 g / t is poured into an apparatus filled with 10 wt. aqueous solution of potassium triiodide (sodium) and potassium iodide (sodium), 0.1 wt. sulfate and / or sodium chloride (ratio [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] 10 -3 , pH 5-10) to the ratio T: W 1: 1.5. The resulting pulp is stirred for about 200 minutes in the presence of I 2 or Br 2 with a concentration of 0.01 wt.
Затем пульпу фильтруют. Кек промывают водой, промывные воды концентрируют, регенерируют и после этого полученный солевой раствор вновь направляют на выщелачивание руды, а промытый кек в отвал. Then the pulp is filtered. The cake is washed with water, the washings are concentrated, regenerated, and then the resulting saline solution is again sent to leach the ore, and the washed cake is dumped.
Одновременно с этим раствор, полученный или фильтрации пульпы, нагревают до 20 60oC, добавляют в него аминный реагент, например диэтилгидроксиламин, до концентрации в растворе 0,01 моль/л, и при pH 4 8 в течение приблизительно 60 80 минут осаждают золото из раствора. Затем суспензию охлаждают, фильтруют и обеззолоченный раствор направляют в катодное пространство электролитической ячейки, в которой при pH 9 14, плотности тока 1000 А/м осаждается серебро в виде шламового осадка. Оставшийся раствор регенерируют и вновь используют при выщелачивании руды.At the same time, the solution obtained or by filtering the pulp is heated to 20-60 ° C, an amine reagent, for example diethylhydroxylamine, is added to it to a concentration in the solution of 0.01 mol / L, and gold is precipitated at pH 4-8 for approximately 60 to 80 minutes from solution. Then the suspension is cooled, filtered and the anhydrous solution is sent to the cathode space of the electrolytic cell, in which at a pH of 9 14, a current density of 1000 A / m silver is deposited in the form of a slurry deposit. The remaining solution is regenerated and reused for ore leaching.
Степень извлечения золота составляет 98% а серебра 95%
Пример 4.The degree of extraction of gold is 98% and silver 95%
Example 4
В аппарат заливают 7 мас. солевой иодосодержащий раствор, состоящий из 5 мас. трииодида калия и иодида калия, остальное сульфат или хлорид натрия ([KI3/KI] 10-2) и затем засыпают измельченную кварцево-сульфидную руду с содержанием сульфидов 10 15% золота 17 г/т и серебра 1 г/т в таком количестве, чтобы отношение Т:Ж составляло 1:1,5. Полученную пульпу интенсивно перемешивают в течение 190 минут в присутствии I2 с концентрацией 0,1 мас.7 wt. saline iodine-containing solution, consisting of 5 wt. potassium triiodide and potassium iodide, the rest is sulfate or sodium chloride ([KI 3 / KI] 10 -2 ) and then crushed quartz-sulfide ore is filled with sulfide content of 10 15% gold 17 g / t and 1 g / t silver in this amount so that the ratio T: W was 1: 1.5. The resulting pulp is intensively mixed for 190 minutes in the presence of I 2 with a concentration of 0.1 wt.
После выщелачивания пульпу фильтруют, проводят водную отмывку кека, промывные воды концентрируют, регенерируют и используют при выщелачивании рудного материала. After leaching, the pulp is filtered, water cake is washed, the washings are concentrated, regenerated and used in the leaching of ore material.
Одновременно с этим осаждают золото из осветленного солевого раствора с использованием гидроксиламина в соответствии с методикой, описанной в примере 3. At the same time, gold is precipitated from the clarified saline using hydroxylamine in accordance with the procedure described in example 3.
После отделения золотосодержащего осадка от солевого раствора на ультрацентрифуге солевой раствор подают в аппарат с анионитом АВ-17. При скорости просачивания серебросодержащего раствора 0,03 0,05 ч-1 через слой смолы происходит сорбция серебра на анионите. После этого солевой раствор регенерируют и направляют на обработку руды.After separating the gold-containing precipitate from the saline in an ultracentrifuge, the saline solution is fed into the apparatus with anion exchange resin AB-17. At a rate of permeation of a silver-containing solution of 0.03 0.05 h -1 through a layer of resin, sorption of silver on the anion exchange resin occurs. After that, the saline solution is regenerated and sent to the processing of ore.
Степень извлечения золота составляет 95% а серебра 90%
Пример 5.The degree of extraction of gold is 95% and silver 90%
Example 5
Измельченную кварцевую (убогосульфидную) руду с содержанием золота 14 г/т и серебра 25 г/т засыпают в пульсационную колонку, заполненную 5 мас. водным раствором NaI3 и NaI при соотношении концентраций 10-5, содержащий 0,1 мас. сульфат и/или хлорид калия (натрия) с pH 6 9 до отношения Т:Ж 1:1. Полученную пульпу перемешивают примерно в течение 120 минут, одновременно осуществляя через нее барботаж озон-воздушной смеси с содержанием озона 10 об.The crushed quartz (poor sulfide) ore with a gold content of 14 g / t and silver 25 g / t is poured into a pulsation column filled with 5 wt. an aqueous solution of NaI 3 and NaI at a concentration ratio of 10 -5 , containing 0.1 wt. sulfate and / or potassium chloride (sodium) with a pH of 6 to 9 to a T: W ratio of 1: 1. The resulting pulp is stirred for about 120 minutes, while simultaneously bubbling through it an ozone-air mixture with an ozone content of 10 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 formed in this process are concentrated, regenerated and reused in the leaching of the starting material. The washed cake is sent to the dump.
Одновременно с этим золотосодержащий раствор, оставшийся после фильтрации пульпы, нагревают до 40 50oC, добавляют в него аминный реагент, например оксиэтилгидроксиламин, до концентрации его в растворе 0,1 моль/л и при pH 4 9 осаждают золото, которое затем отфильтровывают. Обеззолоченный раствор направляют в катодное пространство, в котором при pH 9 14 и плотности тока 1000 А/кв.м осаждают в виде шламового осадка серебро, который отфильтровывают.At the same time, the gold-containing solution remaining after filtering the pulp is heated to 40 ° -50 ° C., an amine reagent, for example hydroxyethylhydroxylamine, is added to it, to a concentration of 0.1 mol / L in the solution, and gold is precipitated at pH 4 9, which is then filtered off. The de-malted solution is sent to the cathode space, in which silver is precipitated as a slurry at pH 9 14 and a current density of 1000 A / m2, which is filtered off.
Оставшийся раствор регенерируют и направляют на выщелачивание руды. The remaining solution is regenerated and sent to the leaching of ore.
Степень извлечения золота составляет 98% а серебра 95%
Пример 6.The degree of extraction of gold is 98% and silver 95%
Example 6
В аппарат заливают 40 мас. солевой водный раствор трииодида калия и иодида калия (при отношении [KI3] /[KI] примерно равном 5•10-2) и сульфата и/или хлорида калия до концентрации в водном растворе 15 мас. с pH 5 7. Затем в аппарат засыпают концентрат (содержание золота составляет примерно 600 г/т, серебра 400 г/т) в таком количестве, чтобы отношение Т:Ж составляло 1: 2.40 wt. saline aqueous solution of potassium triiodide and potassium iodide (with a ratio of [KI 3 ] / [KI] approximately equal to 5 · 10 -2 ) and potassium sulfate and / or potassium chloride to a concentration in the aqueous solution of 15 wt. with a pH of 5 7. Then, a concentrate is added to the apparatus (the gold content is approximately 600 g / t, silver 400 g / t) in such an amount that the T: W ratio is 1: 2.
Приготовленную пульпу интенсивно перемешивают в течение 200 минут в присутствии I2 или Br2 с концентрацией 1 мас. после чего проводят фильтрацию пульпы, отмывку кека водой с последующей концентрацией и регенерацией полученного при промывке разбавленного водного солевого раствора.The prepared pulp is intensively mixed for 200 minutes in the presence of I 2 or Br 2 with a concentration of 1 wt. after which the pulp is filtered, the cake is washed with water, followed by concentration and regeneration of the diluted aqueous salt solution obtained by washing.
Отмытый кек направляют в отвал, а солевой раствор вновь используют в процессе выщелачивания. The washed cake is sent to the dump, and the saline solution is again used in the leaching process.
Осветленный раствор, содержащий золото и серебро, нагревают до 30 - 40oC, добавляют аминный реагент диэтилгидроксиламин до концентрации в растворе 1,0 моль/л и при pH 4 7 из раствора осаждают золото.The clarified solution containing gold and silver is heated to 30-40 ° C, the amine reagent diethylhydroxylamine is added to a concentration in the solution of 1.0 mol / L and gold is precipitated from the solution at pH 4-7.
Затем образовавшуюся суспензию фильтруют, и раствор направляют в катодное пространство для выделения из него при pH 9 14 и плотности тока 1000 А/кв. м в виде шламового осадка серебра. После отделения серебросодержащего осадка от раствора последний регенерируют и вновь используют при выщелачивании концентрата. Then the resulting suspension is filtered, and the solution is sent to the cathode space for separation from it at pH 9 14 and a current density of 1000 A / sq. m in the form of slurry sediment silver. After separation of the silver-containing precipitate from the solution, the latter is regenerated and again used for leaching the concentrate.
Степень извлечения золота составляет 99,9% а серебра 99,9%
Пример 7.The degree of extraction of gold is 99.9% and 99.9% silver
Example 7
Выщелачивание концентрата составом, приведенным в примере 6, проводят 40 мас. раствором трииодида калия и бромида калия (при соотношении [KI3]/[KBr] примерно 10-4), содержащего сульфат и/или хлорид натрия с концентрацией 5 мас. pH 6 9. Отношение Т:Ж составляет примерно 1:1,5.Leaching the concentrate with the composition shown in example 6, spend 40 wt. a solution of potassium triiodide and potassium bromide (with a ratio of [KI 3 ] / [KBr] of about 10 -4 ) containing sulfate and / or sodium chloride with a concentration of 5 wt. pH 6 9. The T: W ratio is about 1: 1.5.
Концентрат выщелачивают при интенсивном перемешивании в течение не менее 200 минут, при барботаже через слой пульпы озоновоздушной смеси с концентрацией озона 5 мас. Затем пульпу фильтруют, кек отмывают водой, образовавшийся при этом солевой раствор концентрируют, регенерируют и затем используют при выщелачивании новой порции концентрата. The concentrate is leached with vigorous stirring for at least 200 minutes, while bubbling through the pulp layer of the ozone-air mixture with an ozone concentration of 5 wt. Then the pulp is filtered, the cake is washed with water, the resulting salt solution is concentrated, regenerated and then used to leach a new portion of the concentrate.
Золото и серебро из раствора фильтрата извлекают так же, как и в примере 2. Gold and silver are recovered from the filtrate solution in the same manner as in Example 2.
Степень извлечения золота составляет примерно 99,8% а серебра 99,8%
Пример 8.Gold recovery is approximately 99.8% and silver is 99.8%.
Example 8
Измельченную убогосульфидную руду с 17 г/т золота и 45 г/т серебра загружают в аппарат и заливают 15 мас. водным солевым раствором (с pH 3 - 5), содержащим трииодид калия (натрия) и иодида калия (натрия) (при [K(Na)I3] /[K(Na)I] 4•10-4), а также нитрата натрия с концентрацией 3 мас. чтобы отношение Т:Ж составляло 1:1.The crushed poor sulfide ore with 17 g / t of gold and 45 g / t of silver is loaded into the apparatus and 15 wt. aqueous saline (with a pH of 3-5) containing potassium triiodide (sodium) and potassium iodide (sodium) (with [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] 4 • 10 -4 ), and sodium nitrate with a concentration of 3 wt. so that the ratio T: W is 1: 1.
Пульпу перемешивают в течение 120 минут в присутствии I2 с концентрацией 0,5 мас. Затем золотосодержащий раствор отфильтровывают, кек отмывают водой, промывной раствор концентрируют, регенерируют и используют для выщелачивания исходного материала.The pulp is stirred for 120 minutes in the presence of I 2 with a concentration of 0.5 wt. Then the gold-containing solution is filtered off, the cake is washed with water, the washing solution is concentrated, regenerated and used to leach the starting material.
Золото и серебро из золото-, серебросодержащего раствора извлекают согласно методике, приведенной в примере 1 или 2. Gold and silver from a gold-, silver-containing solution is extracted according to the procedure described in example 1 or 2.
Степень извлечения золота составляет примерно 99,9% а серебра 96%
Пример 9.The degree of extraction of gold is approximately 99.9% and silver 96%
Example 9
Измельченную кварцевую руду, содержащую 4 г/т золота и 2 г/т серебра, загружают в чан, изготовленный из нержавеющей стали, с водопроницаемым дном. Затем проводят орошение руды водным солевым раствором, содержащим 1 мас. трииодида (натрия), иодида калия (натрия) и 5 мас. сульфата и/или хлорида натрия (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] 10-4, a pH раствора равно 4 6).The crushed quartz ore containing 4 g / t of gold and 2 g / t of silver is loaded into a stainless steel vat with a permeable bottom. Then the ore is irrigated with an aqueous saline solution containing 1 wt. triiodide (sodium), potassium iodide (sodium) and 5 wt. sulfate and / or sodium chloride (the ratio of [K (Na) I 3 ] / [K (Na) I] 10 -4 , and the pH of the solution is 4 6).
Раствор, просочившийся через слой, собирают в приемнике и добавляют в него Br2, чтобы концентрация его в растворе составляла примерно 0,05 мас. после чего раствор вновь направляют на орошение руды, находящейся в чане. Циркуляцию раствора через слой рудного материала (с последующим введением в раствор окислителя Br2) проводят до полного растворения золота. Обычно для этого требуется приблизительно от 6 до 12 циклов.The solution leaked through the layer is collected in a receiver and Br 2 is added to it so that its concentration in the solution is about 0.05 wt. after which the solution is again sent to irrigate the ore in the vat. The solution is circulated through a layer of ore material (with the subsequent introduction of Br 2 oxidizing agent into the solution) until gold is completely dissolved. This usually requires approximately 6 to 12 cycles.
После этого раствор, содержащий золото, собирают, фильтруют и из него выделяют золото и серебро способом, описанным в примере 1 или 2. After that, the solution containing gold is collected, filtered and gold and silver are isolated from it by the method described in example 1 or 2.
Одновременно с этим оставшуюся в чане руду промывают водой, полученный при этом солевой раствор направляют на концентрирование и регенерацию, а затем вновь используют при перколяционном выщелачивании рудного материала. At the same time, the ore remaining in the vat is washed with water, the resulting saline solution is sent for concentration and regeneration, and then again used for percolation leaching of ore material.
Степень извлечения золота и серебра составляет примерно 98%
Экспериментальные исследования и производственные испытания показали, что
скорость выщелачивания драгоценных металлов из руды и концентрата предлагаемым способом на порядок выше по сравнению с цианидным процессом, следовательно, при извлечении драгоценных металлов из руд и концентратов предлагаемым способом требуются значительно меньшие капитальные затраты (снижение стоимости производственного оборудования);
класс химической опасности используемых в процессе реагентов III IV, следовательно, уменьшается экологическая опасность от загрязнения ими природных объектов и значительно улучшаются условия труда обслуживающего персонала;
простота осуществления регенерации солевого водного раствора в этом способе позволяет создать малоотходную технологию;
способ позволяет получать раздельно золото и серебро, что в дальнейшем упрощает процесс аффинажа.The degree of extraction of gold and silver is approximately 98%
Experimental studies and field trials have shown that
the rate of leaching of precious metals from ore and concentrate by the proposed method is an order of magnitude higher than the cyanide process, therefore, when extracting precious metals from the ores and concentrates by the proposed method, significantly lower capital costs are required (reducing the cost of production equipment);
the chemical hazard class of reagents III IV used in the process, therefore, the environmental hazard from pollution of natural objects by them is reduced and the working conditions of maintenance personnel are significantly improved;
the simplicity of the implementation of the regeneration of a saline aqueous solution in this method allows you to create a low-waste technology;
the method allows to obtain separately gold and silver, which further simplifies the process of refining.
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 (11)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU9292015119A RU2071980C1 (en) | 1992-12-29 | 1992-12-29 | Method of extraction of noble metals from ore and concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU9292015119A RU2071980C1 (en) | 1992-12-29 | 1992-12-29 | Method of extraction of noble metals from ore and concentrate |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU92015119A RU92015119A (en) | 1995-09-20 |
| RU2071980C1 true RU2071980C1 (en) | 1997-01-20 |
Family
ID=20134619
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU9292015119A RU2071980C1 (en) | 1992-12-29 | 1992-12-29 | Method of extraction of noble metals from ore and concentrate |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2071980C1 (en) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2246002C1 (en) * | 2003-09-02 | 2005-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Геоприд" | Method for extracting gold from ores in place of deposition thereof |
| RU2265068C1 (en) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Method of treating heat-resisting mineral metal-containing raw |
| RU2386706C1 (en) * | 2008-12-15 | 2010-04-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of preparing water chemical solution for washing gold out of ores and concentrates |
| RU2413013C1 (en) * | 2009-10-14 | 2011-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Procedure for preparing water solution of reagents for leaching metals from ore mineral stock |
| RU2426598C1 (en) * | 2010-03-25 | 2011-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of flotation dressing of ores containing sulphide minerals and gold |
| RU2443475C1 (en) * | 2010-07-06 | 2012-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of flotation concentration of ores containing sulphide minerals and gold |
| RU2624751C1 (en) * | 2016-04-11 | 2017-07-06 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of cyanic leaching of gold and silver |
| WO2019137714A1 (en) * | 2018-01-11 | 2019-07-18 | Robert Bosch Gmbh | Method for obtaining gold, silver and platinum group metals |
-
1992
- 1992-12-29 RU RU9292015119A patent/RU2071980C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Масленицкий Н.И., Чугаев Л.В. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987, с. 126-212. Масленицкий И.Н., Стрижко Л.С. и др. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987, с. 69. * |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2246002C1 (en) * | 2003-09-02 | 2005-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Геоприд" | Method for extracting gold from ores in place of deposition thereof |
| RU2265068C1 (en) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Method of treating heat-resisting mineral metal-containing raw |
| RU2386706C1 (en) * | 2008-12-15 | 2010-04-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of preparing water chemical solution for washing gold out of ores and concentrates |
| RU2413013C1 (en) * | 2009-10-14 | 2011-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Procedure for preparing water solution of reagents for leaching metals from ore mineral stock |
| RU2426598C1 (en) * | 2010-03-25 | 2011-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of flotation dressing of ores containing sulphide minerals and gold |
| RU2443475C1 (en) * | 2010-07-06 | 2012-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Method of flotation concentration of ores containing sulphide minerals and gold |
| RU2624751C1 (en) * | 2016-04-11 | 2017-07-06 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of cyanic leaching of gold and silver |
| WO2019137714A1 (en) * | 2018-01-11 | 2019-07-18 | Robert Bosch Gmbh | Method for obtaining gold, silver and platinum group metals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4342592A (en) | Non-polluting process for recovery of precious metal values from ores including those containing carbonate materials | |
| JPH07508073A (en) | Method of manufacturing metals from minerals | |
| WO1985000384A1 (en) | Improvements in or relating to the dissolution of noble metals | |
| US3766036A (en) | Process for the removal of ionic metallic impurities from water | |
| CN109692715A (en) | A kind of method that ground-dipping uranium extraction solves resin poison and blocking | |
| US5401296A (en) | Precious metal extraction process | |
| JP2632576B2 (en) | Desorption method of gold iodine complex from ion exchange resin | |
| CA1322855C (en) | Process for refining gold and apparatus employed therefor | |
| RU2071980C1 (en) | Method of extraction of noble metals from ore and concentrate | |
| EP0115500A1 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| JP3427879B2 (en) | Method for removing copper from copper-containing nickel chloride solution | |
| US4124459A (en) | Process for removing mercury from brine sludges | |
| RU2749792C2 (en) | Method for extracting gold from ores | |
| CA1121301A (en) | Selective removal of bismuth and antimony from copper electrolyte by salt addition | |
| JP5200588B2 (en) | Method for producing high purity silver | |
| US3737381A (en) | Apparatus for treating copper ores | |
| US3627482A (en) | Mercury ore leaching process | |
| JP2011195935A (en) | Method for separating and recovering platinum group element | |
| US3476663A (en) | Process for deriving precious metal values from sea water environments | |
| JPH02298226A (en) | Method for purifying gold-containing iodine leached liquid | |
| US2059750A (en) | Process for the production of lithium salts and metallic lithium | |
| RU2744291C1 (en) | Method of extraction of copper (i) oxide cu2o from multicomponent sulfate solutions of heavy non-ferrous metals | |
| RU2089635C1 (en) | Method of recovering silver, gold, platinum, and palladium from secondary material containing precious metals | |
| RU2025514C1 (en) | Method to extract precious metals from ores and concentrates | |
| WO2000017406A2 (en) | Method for extracting lead from lead-containing raw materials |