RU2071980C1 - Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов - Google Patents
Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов 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
Использование: касается гидрометаллургических методов извлечения благородных металлов из руд и концентратов. Суть: благородные металлы из руд или концентратов выщелачивают 1 - 40 мас.% солевым водным раствором при pH = 3 - 10 в присутствии окислителя в течение не менее 60 минут. Пульпу фильтруют, кек отмывают водой, образовавшийся раствор концентрируют, регенерируют и направляют на выщелачивание исходного материала. Из раствора, полученного при фильтрации пульпы, золото и/или серебро осаждают аминными реагентами, электрохимически или на ионообменной смоле. Затем раствор регенерируют и вновь направляют на выщелачивание руды или концентрата. 10 з. п. ф-лы.
Description
Изобретение относится к области экологически чистой, малоотходной гидрометаллургии драгоценных металлов (золота и серебра).
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.
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.
трудность раздельного получения золота и серебра из золото -, серебросодержащего цианидного раствора;
трудоемкость регенерации, а также обезвреживания отработанных цианидных растворов.
трудоемкость регенерации, а также обезвреживания отработанных цианидных растворов.
Целью настоящего изобретения является расширение технологических возможностей.
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.
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.
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.
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.
Предложенный способ реализуется следующим образом.
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.
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.
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.
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.
Таким образом, состав водного солевого раствора и его водородный показатель pH подбирают отдельно в каждом конкретном случае.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
Осаждение золота или серебра из солевого раствора электрохимически или на анионите проводят аналогично описанным выше примерам совместного осаждения драгоценных металлов.
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.
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.
Способ поясняется следующими примерами.
Пример 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.
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.
Степень извлечения золота и серебра составляет ≈ 99,8%
Пример 2.
Пример 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.
После этого пульпу фильтруют, кек промывают водой, образовавшийся при этом разбавленный солевой раствор концентрируют, регенерируют и вновь направляют на выщелачивание исходной руды.
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.
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.
Степень извлечения золота составляет 99,8% а серебра ≈ 90%
Пример 3.
Пример 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.
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.
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.
Степень извлечения золота составляет 98% а серебра 95%
Пример 4.
Пример 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.
После выщелачивания пульпу фильтруют, проводят водную отмывку кека, промывные воды концентрируют, регенерируют и используют при выщелачивании рудного материала.
Одновременно с этим осаждают золото из осветленного солевого раствора с использованием гидроксиламина в соответствии с методикой, описанной в примере 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.
Степень извлечения золота составляет 95% а серебра 90%
Пример 5.
Пример 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.
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.
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.
Оставшийся раствор регенерируют и направляют на выщелачивание руды.
Степень извлечения золота составляет 98% а серебра 95%
Пример 6.
Пример 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.
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.
Отмытый кек направляют в отвал, а солевой раствор вновь используют в процессе выщелачивания.
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.
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.
Степень извлечения золота составляет 99,9% а серебра 99,9%
Пример 7.
Пример 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.
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.
Золото и серебро из раствора фильтрата извлекают так же, как и в примере 2.
Степень извлечения золота составляет примерно 99,8% а серебра 99,8%
Пример 8.
Пример 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.
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.
Золото и серебро из золото-, серебросодержащего раствора извлекают согласно методике, приведенной в примере 1 или 2.
Степень извлечения золота составляет примерно 99,9% а серебра 96%
Пример 9.
Пример 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).
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.
После этого раствор, содержащий золото, собирают, фильтруют и из него выделяют золото и серебро способом, описанным в примере 1 или 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.
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.
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.
Таким образом, предлагаемый способ более прост, эффективен, технологичен, а также экологически безопасен и малоотходен.
Claims (11)
1. Способ извлечения благородных 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 одновременно с этим осаждение золота и серебра из осветленного солевого раствора, отличающийся тем, что выщелачивание золота и серебра из руд и концентратов проводят 1 40 мас. солевым водным раствором при рН, равном 3-10, в течение не менее 60 мин, образовавшийся при промывании кека водой солевой раствор концентрируют, регенерируют и вновь используют при выщелачивании исходного материала, после осаждения и отделения золота и серебра от осветленного солевого раствора последний регенерируют и направляют на выщелачивание исходного материала.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выщелачивание руды и концентрата проводят агитационным или перколяционным методами.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор трииодида калия или натрия с иодидом калия или натрия или с бромидом калия или натрия при соотношении трииодида калия или натрия к иодиду калия или натрия или бромиду калия или натрия от 10 -5 до 10 -1.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор трииодида калия или натрия и иодида калия или натрия с сульфатом и/или хлоридом, и/или нитратом калия или натрия при общей концентрации последних в солевом растворе от 0,1 до 20 мас.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве окислителя используют йод или бром с концентрацией в солевом растворе от 0,001 до 1,0 маc.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве окислителя используют озон-воздушную смесь с содержанием озона от 1,0 до 100 г/куб.м.
7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что золото и серебро осаждают из осветленного солевого раствора совместно.
8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что из осветленного солевого раствора вначале осаждают золото, после отделения которого от раствора осаждают серебро.
9. Способ по п. 8, отличающийся тем, что золото из осветленного солевого раствора осаждают аминными реагентами, например гидроксиламином или его алкильными производными, например диэтилгидроксиламином с концентрацией в растворе не менее 0,01 мол/л при рН раствора 4 10, температуре 20 60 oС.
10. Способ по пп. 7 и 8, отличающийся тем, что из осветленного солевого раствора золото и/или серебро осаждают электрохимически в виде шламового осадка в катодном пространстве электрохимической ячейки, отделенной от анода аниононепроницаемой мембраной при рН раствора 9 14 и плотности тока не менее 1000 А/кв.м.
11. Способ по пп. 7 и 8, отличающийся тем, что осветленный солевой раствор сначала со скоростью от 10 до 30 ч -1 пропускают через предфильтр-слой анионита, а затем из него осаждают золото и/или серебро на анионообменной смоле типа АВ-17, АM-2Б при скорости просачивания раствора через слой анионита 0,03 0,5 ч -1.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU9292015119A RU2071980C1 (ru) | 1992-12-29 | 1992-12-29 | Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU9292015119A RU2071980C1 (ru) | 1992-12-29 | 1992-12-29 | Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU92015119A RU92015119A (ru) | 1995-09-20 |
| RU2071980C1 true RU2071980C1 (ru) | 1997-01-20 |
Family
ID=20134619
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU9292015119A RU2071980C1 (ru) | 1992-12-29 | 1992-12-29 | Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2071980C1 (ru) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2246002C1 (ru) * | 2003-09-02 | 2005-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Геоприд" | Способ извлечения золота из руд на месте их залегания |
| RU2265068C1 (ru) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Способ переработки упорного минерального сырья, содержащего металлы |
| RU2386706C1 (ru) * | 2008-12-15 | 2010-04-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ приготовления водного раствора реагентов для выщелачивания золота из руд и концентратов |
| RU2413013C1 (ru) * | 2009-10-14 | 2011-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ приготовления водного раствора реагентов для выщелачивания металлов из рудного минерального сырья |
| RU2426598C1 (ru) * | 2010-03-25 | 2011-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ флотационного обогащения руд, содержащих сульфидные минералы и золото |
| RU2443475C1 (ru) * | 2010-07-06 | 2012-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ флотационного обогащения руд, содержащих сульфидные минералы и золото |
| RU2624751C1 (ru) * | 2016-04-11 | 2017-07-06 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ цианистого выщелачивания золота и серебра |
| WO2019137714A1 (de) * | 2018-01-11 | 2019-07-18 | Robert Bosch Gmbh | Verfahren zur gewinnung von gold, silber und platinmetallen |
-
1992
- 1992-12-29 RU RU9292015119A patent/RU2071980C1/ru 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 (ru) * | 2003-09-02 | 2005-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Геоприд" | Способ извлечения золота из руд на месте их залегания |
| RU2265068C1 (ru) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Способ переработки упорного минерального сырья, содержащего металлы |
| RU2386706C1 (ru) * | 2008-12-15 | 2010-04-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ приготовления водного раствора реагентов для выщелачивания золота из руд и концентратов |
| RU2413013C1 (ru) * | 2009-10-14 | 2011-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ приготовления водного раствора реагентов для выщелачивания металлов из рудного минерального сырья |
| RU2426598C1 (ru) * | 2010-03-25 | 2011-08-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ флотационного обогащения руд, содержащих сульфидные минералы и золото |
| RU2443475C1 (ru) * | 2010-07-06 | 2012-02-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Читинский государственный университет (ЧитГУ) | Способ флотационного обогащения руд, содержащих сульфидные минералы и золото |
| RU2624751C1 (ru) * | 2016-04-11 | 2017-07-06 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ цианистого выщелачивания золота и серебра |
| WO2019137714A1 (de) * | 2018-01-11 | 2019-07-18 | Robert Bosch Gmbh | Verfahren zur gewinnung von gold, silber und platinmetallen |
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 (ja) | 鉱物からの金属の製造方法 | |
| WO1985000384A1 (en) | Improvements in or relating to the dissolution of noble metals | |
| US4283224A (en) | Separative treatment of anode slime | |
| US3766036A (en) | Process for the removal of ionic metallic impurities from water | |
| US5401296A (en) | Precious metal extraction process | |
| JP2632576B2 (ja) | イオン交換樹脂からの金ヨウ素錯体の脱着方法 | |
| CA1322855C (en) | Process for refining gold and apparatus employed therefor | |
| RU2071980C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов | |
| EP0115500A1 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| JP3427879B2 (ja) | 含銅塩化ニッケル溶液からの銅の除去方法 | |
| CA1039064A (en) | Production of lead and silver from their sulfides | |
| US4124459A (en) | Process for removing mercury from brine sludges | |
| RU2749792C2 (ru) | Способ извлечения золота из руд | |
| CA1121301A (en) | Selective removal of bismuth and antimony from copper electrolyte by salt addition | |
| JP5200588B2 (ja) | 高純度銀の製造方法 | |
| US3737381A (en) | Apparatus for treating copper ores | |
| US3627482A (en) | Mercury ore leaching process | |
| JP2011195935A (ja) | 白金族元素の分離回収方法 | |
| US3476663A (en) | Process for deriving precious metal values from sea water environments | |
| JPH02298226A (ja) | 金含有ヨウ素浸出貴液の浄液方法 | |
| US2059750A (en) | Process for the production of lithium salts and metallic lithium | |
| RU2089635C1 (ru) | Способ извлечения серебра, золота, платины и палладия из вторичного сырья, содержащего благородные металлы | |
| RU2025514C1 (ru) | Способ извлечения драгоценных металлов из руд и концентратов | |
| WO2000017406A2 (en) | Method for extracting lead from lead-containing raw materials |