RU2235140C2 - Precious metal recovery method - Google Patents
Precious metal recovery method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2235140C2 RU2235140C2 RU2002132908/02A RU2002132908A RU2235140C2 RU 2235140 C2 RU2235140 C2 RU 2235140C2 RU 2002132908/02 A RU2002132908/02 A RU 2002132908/02A RU 2002132908 A RU2002132908 A RU 2002132908A RU 2235140 C2 RU2235140 C2 RU 2235140C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- metals
- concentrate
- pyrite
- solution
- Prior art date
Links
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 title claims abstract description 9
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 24
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 23
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 20
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims abstract description 20
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 14
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 14
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims abstract description 12
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims abstract description 10
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 claims abstract description 4
- 239000003818 cinder Substances 0.000 claims description 13
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 13
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 6
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 6
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 5
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 22
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 17
- 238000010304 firing Methods 0.000 abstract description 16
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 abstract description 9
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 8
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 5
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000002956 ash Substances 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 abstract 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 abstract 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 10
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 4
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 3
- 238000007038 hydrochlorination reaction Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012320 chlorinating reagent Substances 0.000 description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003440 toxic substance Substances 0.000 description 2
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 description 1
- BIVUUOPIAYRCAP-UHFFFAOYSA-N aminoazanium;chloride Chemical compound Cl.NN BIVUUOPIAYRCAP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004770 chalcogenides Chemical class 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 150000002344 gold compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 230000002452 interceptive effect Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 229930014626 natural product Natural products 0.000 description 1
- 150000002894 organic compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000000049 pigment Substances 0.000 description 1
- 231100000614 poison Toxicity 0.000 description 1
- 229940072033 potash Drugs 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 231100000167 toxic agent Toxicity 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 способам извлечения благородных металлов (платина, палладий, золото и др.) и может быть использовано для выделения благородных металлов из различных видов природного сырья, включая концентраты, содержащие природные соединения углеводородов и флотореагенты, шламы калийного производства и др.The invention relates to methods for the extraction of precious metals (platinum, palladium, gold, etc.) and can be used to isolate precious metals from various types of natural raw materials, including concentrates containing natural compounds of hydrocarbons and flotation reagents, potassium sludge, etc.
Известен способ извлечения в раствор соединений металлов платиновой группы (МПГ), золота и серебра [Пат. РФ №2154684, МПК7 С 22 В 11/00, 3/10]. По этому способу при наличии в сырье легколетучих или серосодержащих соединений сначала проводят его окислительный обжиг. Затем огарок (или исходное сырье при отсутствии указанных выше примесей) выдерживают в атмосфере инертного газа при 650-1000°С в течение 5-200 минут и охлаждают в инертной же атмосфере. Полученный продукт подвергают гидрохлорированию соляной кислотой и хлором в присутствии нитрат-иона в количестве 0,01-3,0% от объема раствора. Указанный способ слишком сложен для переработки материалов, содержащих соединения углеводородов, и, кроме того, для растворения благородных металлов в нем используют элементарный хлор - сильно токсичное вещество.A known method of extracting a solution of compounds of metals of the platinum group (PGM), gold and silver [US Pat. RF №2154684, IPC 7 С 22 В 11/00, 3/10]. According to this method, in the presence of volatile or sulfur-containing compounds in the raw materials, oxidative calcination is first carried out. Then the cinder (or feedstock in the absence of the above impurities) is kept in an inert gas atmosphere at 650-1000 ° C for 5-200 minutes and cooled in an inert atmosphere. The resulting product is subjected to hydrochlorination with hydrochloric acid and chlorine in the presence of a nitrate ion in an amount of 0.01-3.0% of the solution volume. The specified method is too complicated for the processing of materials containing hydrocarbon compounds, and, in addition, elemental chlorine, a highly toxic substance, is used to dissolve noble metals.
Последний недостаток присущ и известному способу переработки шламов калийного производства [Пат. РФ №2132398, МПК6 С 22 В 7/00], по которому шламы отмывают от солей пресной водой и затем выщелачивают золото, пропуская через пульпу газообразный хлор.The last disadvantage is inherent in the known method of processing sludge potash production [Pat. RF №2132398, IPC 6 С 22 В 7/00], according to which sludge are washed from salts with fresh water and then gold is leached, passing gaseous chlorine through the pulp.
Наиболее близок к изобретению по технической сущности способ извлечения МПГ из богатых платиносодержащих концентратов, заключающийся в их окислительном обжиге, при температуре 600-1000°С солянокислом выщелачивании огарка с переводом МПГ в хлоридный раствор и последующем выделении металлов из раствора [Пaт. PФ №2169200, MПK7 C 22 B 11/03, 3/10]. Этот способ предложен для увеличения извлечения МПГ из малосульфидных материалов. Выщелачивание огарка осуществляют в присутствии вводимой в пульпу активирующей добавки (реагентов-восстановителей), обеспечивающей удаление оксидных пленок МПГ с поверхности зерен металлов за счет их перевода в металлическую форму и растворимые хлоридные комплексы. Расход восстановителя составляет 5-10% от веса огарка, при этом его роль выполняют гидразин солянокислый или натрий сернистокислый (первый эффективнее, но дороже).Closest to the invention in technical essence, a method for extracting PGMs from rich platinum-containing concentrates, which consists in oxidizing them, at a temperature of 600-1000 ° C, with hydrochloric acid leaching of the cinder with the conversion of PGM into a chloride solution and the subsequent release of metals from the solution [Pat. RF No. 2169200, MPK 7 C 22 B 11/03, 3/10]. This method is proposed to increase the extraction of PGMs from low sulfide materials. Cinder leaching is carried out in the presence of an activating agent (reducing agents) introduced into the pulp, which removes PGM oxide films from the surface of metal grains by converting them into a metal form and soluble chloride complexes. The reducing agent consumption is 5-10% of the cinder weight, while its role is played by hydrazine hydrochloride or sodium sulfite (the first is more effective, but more expensive).
Недостатки данного способа заключаются в следующем:The disadvantages of this method are as follows:
1. Окислительный обжиг, необходимый для разрушения трудновскрываемых при хлорировании сложных халькогенидов МПГ до менее упорных металлических форм, а также удаления подавляющей части серы в газовую фазу, проводится при высоких температурах, ведущих к образованию на поверхности металлических зерен оксидных пленок (и не только МПГ), препятствующих извлечению МПГ при гидрохлорировании.1. Oxidative firing, necessary for the destruction of complex PGM chalcogenides difficult to open during chlorination to less resistant metal forms, as well as the removal of the overwhelming part of sulfur in the gas phase, is carried out at high temperatures, leading to the formation of oxide films on the surface of metal grains (and not only PGM) interfering with the extraction of PGM during hydrochlorination.
2. Образование оксидных пленок на поверхности пленок металлов усложняет процесс гидрохлорирования из-за необходимости их последующего восстановления и, как следствие, большого расхода реагентов и удорожания процесса.2. The formation of oxide films on the surface of metal films complicates the process of hydrochlorination due to the need for their subsequent recovery and, as a consequence, the high consumption of reagents and the cost of the process.
3. Содержащееся в концентратах золото не извлекается, т.к. для перевода металлического золота в хлорид требуются более активные хлорирующие агенты [Зырянов М.Н. О возможности использования низкотемпературной хлоридовозгонки для извлечения цветных металлов из различного сырья, Цв. Металлургия, 1998, №7, с.23-25].3. The gold contained in the concentrates is not recovered, because the conversion of metallic gold to chloride requires more active chlorinating agents [Zyryanov M.N. On the possibility of using low-temperature chloride distillation for the extraction of non-ferrous metals from various raw materials, Tsv. Metallurgy, 1998, No. 7, pp. 23-25].
Указанные недостатки устраняются при использовании предлагаемого способа.These disadvantages are eliminated when using the proposed method.
Технический результат, который достигается по предлагаемому способу, заключается в высоком комплексном извлечении из перерабатываемого концентрата и других компонентов шихты (до 90% и более) содержащихся в них платины, палладия и золота без использования сильно токсичных веществ (хлора).The technical result, which is achieved by the proposed method, is a high complex extraction from the processed concentrate and other charge components (up to 90% or more) of platinum, palladium and gold contained in them without the use of highly toxic substances (chlorine).
Технический результат достигается тем, что в способе извлечения благородных металлов из концентратов, включающем окислительный обжиг и кислотное выщелачивание огарка, перед обжигом концентрат шихтуют с пиритом и хлоридом натрия. Окислительный обжиг приготовленной шихты проводят при температуре 450-600°С в течение 1-5 часов, а выщелачивание огарка ведут разбавленными соляной или серной кислотами с переводом металлов платиновой группы и золота в раствор. Концентрат шихтуют с пиритом и хлоридом натрия в соотношении 1:(0,1-0,2):(0,1-0,2).The technical result is achieved by the fact that in the method of extracting precious metals from concentrates, including oxidative calcination and acid leaching of the cinder, the concentrate is mixed with pyrite and sodium chloride before firing. Oxidative firing of the prepared mixture is carried out at a temperature of 450-600 ° C for 1-5 hours, and cinder leaching is carried out with dilute hydrochloric or sulfuric acids with the conversion of platinum group metals and gold into the solution. The concentrate is mixed with pyrite and sodium chloride in a ratio of 1: (0.1-0.2) :( 0.1-0.2).
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
Перед обжигом перерабатываемый концентрат шихтуют с хлоридом натрия и пиритом в соотношении 1:(0.1-0.2):(0.1-0.2). С целью повышения эффективности процесса целесообразно использовать пирит с повышенным содержанием благородных металлов (золота).Before firing, the processed concentrate is charged with sodium chloride and pyrite in the ratio 1: (0.1-0.2) :( 0.1-0.2). In order to increase the efficiency of the process, it is advisable to use pyrite with a high content of noble metals (gold).
Приготовленную шихту обжигают при температуре 450-600°С в течение 1-5 часов. Указанные температуры обжига значительно ниже тех, при которых происходит плавление компонентов шихты. В результате же взаимодействия хлорида и сульфидов образуются активные хлорирующие агенты, взаимодействующие с платиноидами и золотом с образованием их хлоридных соединений, растворимых в растворах минеральных кислот.The prepared mixture is fired at a temperature of 450-600 ° C for 1-5 hours. The indicated firing temperatures are significantly lower than those at which the charge components melt. As a result of the interaction of chloride and sulfides, active chlorinating agents are formed that interact with platinum and gold to form their chloride compounds, soluble in solutions of mineral acids.
Полученный в результате обжига огарок обрабатывают в течение 1-2 часов разбавленной соляной или серной кислотой (например, 10%-ной) при отношении Т:Ж=1:2-3. В результате этой операции благородные металлы выщелачиваются из огарка и переходят в раствор.The cinder resulting from firing is treated for 1-2 hours with dilute hydrochloric or sulfuric acid (for example, 10%) with a ratio of T: W = 1: 2-3. As a result of this operation, noble metals are leached from the cinder and transferred to the solution.
Результаты, полученные при применении предложенного способа, представлены в примерах 1-3. Использованный в работе концентрат содержал, г/т: 12,0 Au; 10,9 Pt; 8,1 Pd. Платина и палладий в нем содержатся в форме сложных органических соединений, золото связано с минеральным пигментом сильвинов.The results obtained by applying the proposed method are presented in examples 1-3. The concentrate used in the work contained, g / t: 12.0 Au; 10.9 Pt; 8.1 Pd. It contains platinum and palladium in the form of complex organic compounds, gold is associated with the mineral pigment of sylvins.
Пример 1Example 1
Соотношение в шихте - концентрат: FeS2:NaCl=1:0,1:0,1.The ratio in the mixture is the concentrate: FeS 2 : NaCl = 1: 0.1: 0.1.
Параметры обжига:Firing Parameters:
Температура 450°СTemperature 450 ° С
Время 3 ч3 hours
Параметры выщелачивания:Leaching Parameters:
Реагент 10%-ный раствор НСl,Reagent 10% Hcl solution,
Отношение Т:Ж-1:3,The ratio of T: W-1: 3,
Время 2 ч2 hours
Аналогичные опыты проведены при температурах 500 и 600°С. Извлечение золота в раствор составило 85-86%. Результаты по извлечению платины и палладия приведены в табл.Similar experiments were carried out at temperatures of 500 and 600 ° C. The recovery of gold in the solution was 85-86%. The results for the recovery of platinum and palladium are given in table.
Пример 2Example 2
Соотношение в шихте - концентрат: FeS2: NaCl=1:0,1:0,1.The ratio in the mixture is the concentrate: FeS 2 : NaCl = 1: 0.1: 0.1.
Параметры обжига:Firing Parameters:
Температура 600°СTemperature 600 ° С
Время 1 чTime 1 h
Параметры выщелачивания:Leaching Parameters:
Реагент 10%-ный раствор Н2SO4 Reagent 10% solution of H 2 SO 4
Отношение Т:Ж 1:3The ratio of T: W 1: 3
Время 2 часа2 hours
Извлечение в раствор, %: Au 80,0; Pt 96,0; Pd 40,1.Extraction into solution,%: Au 80.0; Pt 96.0; Pd 40.1.
Пример 3Example 3
Соотношение в шихте - концентрат: FeS2:NaCl=1:0,2:0,2.The ratio in the mixture is the concentrate: FeS 2 : NaCl = 1: 0.2: 0.2.
Параметры обжига:Firing Parameters:
Температура 450°СTemperature 450 ° С
Время 5 ч5 hours
Параметры выщелачивания:Leaching Parameters:
Реагент 10%-ный раствор НСlReagent 10% Hcl solution
Отношение Т:Ж 1:3The ratio of T: W 1: 3
Время 2 ч2 hours
Извлечение в раствор, %: Au 93,5; Pt 93,0; Pd 99,2.Extraction into solution,%: Au 93.5; Pt 93.0; Pd 99.2.
Из приведенных примеров следует:From the following examples:
1. При низких расходах реагентов платина практически полностью извлекается в раствор в случае повышенной температуры обжига (600°С), а палладий - низкой (450°С). Это позволяет для перерабатываемых концентратов, содержащих один из указанных металлов, выбрать оптимальную температуру обжига при экономичном расходе пирита и хлорида. Извлечение золота при выщелачивании огарков, полученных при обжиге проб концентрата в интервале температур 450-600°С, практически постоянно.1. At low consumption of reagents, platinum is almost completely removed into the solution in the case of an increased firing temperature (600 ° C), and palladium - low (450 ° C). This allows for the processed concentrates containing one of these metals to choose the optimal firing temperature at an economical consumption of pyrite and chloride. The extraction of gold during the leaching of cinders obtained by firing samples of the concentrate in the temperature range 450-600 ° C, almost constantly.
2. Высокое (более 90,0%) извлечение всего комплекса благородных металлов достигнуто при увеличении расхода пирита и хлорида до 20% каждого от веса концентрата (пример 3).2. High (more than 90.0%) recovery of the entire complex of precious metals is achieved with an increase in the consumption of pyrite and chloride up to 20% each by weight of the concentrate (example 3).
3. Выщелачивание из огарков, полученных в результате обжига указанным выше способом, МПГ и золота можно производить разбавленными растворами как соляной, так и серной кислот.3. Leaching from cinders obtained by calcination in the above manner, PGM and gold can be done with dilute solutions of both hydrochloric and sulfuric acids.
Таким образом, за счет шихтовки перерабатываемого концентрата с пиритом и хлоридом натрия процесс перевода платины и палладия в кислоторастворимое состояние переносится с передела выщелачивания (прототип) на передел обжига. Одновременно в процессе обжига создаются благоприятные условия и для образования растворимых в соляной (серной) кислоте соединений золота, содержащихся в концентрате и пирите.Thus, due to the blending of the processed concentrate with pyrite and sodium chloride, the process of converting platinum and palladium to an acid-soluble state is transferred from the leaching stage (prototype) to the firing stage. At the same time, favorable conditions are also created during the firing process for the formation of gold compounds soluble in hydrochloric (sulfuric) acid, which are contained in concentrate and pyrite.
Техническая эффективность предлагаемого способа извлечения благородных металлов из содержащих их концентратов заключается в том, что при использовании предлагаемого способа возможно комплексное извлечение МПГ и золота из указанных концентратов, а также и из используемых для этой цели реагентов (пирит). Повышается экономичность процесса за счет снижения температуры обжига и выщелачивания благородных металлов из огарков раствором разбавленной кислоты без использования восстановителей. Предлагаемый способ позволяет осуществить практически полное извлечение в раствор благородных металлов из перерабатываемой шихты.The technical efficiency of the proposed method for the extraction of precious metals from their concentrates is that when using the proposed method, it is possible to comprehensively recover PGM and gold from these concentrates, as well as from reagents used for this purpose (pyrite). Increases the efficiency of the process by reducing the firing temperature and leaching of precious metals from the cinder with a solution of dilute acid without the use of reducing agents. The proposed method allows for the almost complete extraction of noble metals into the solution from the processed charge.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002132908/02A RU2235140C2 (en) | 2002-12-06 | 2002-12-06 | Precious metal recovery method |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002132908/02A RU2235140C2 (en) | 2002-12-06 | 2002-12-06 | Precious metal recovery method |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2002132908A RU2002132908A (en) | 2004-06-27 |
| RU2235140C2 true RU2235140C2 (en) | 2004-08-27 |
Family
ID=33413444
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002132908/02A RU2235140C2 (en) | 2002-12-06 | 2002-12-06 | Precious metal recovery method |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2235140C2 (en) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2291907C1 (en) * | 2006-01-10 | 2007-01-20 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method for extraction of precious metals |
| WO2009014473A1 (en) * | 2007-07-24 | 2009-01-29 | Zakrytoe Akcionernoe Obshestvo 'uralkaliy-Technologiya' | Method for preparing samples for quantitatively and qualitatively determining the precious metal content in products of processing of potassium and magnesium ores |
| WO2010036142A1 (en) * | 2008-09-29 | 2010-04-01 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method for the recovery of noble metals |
| RU2393243C2 (en) * | 2008-09-29 | 2010-06-27 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method of processing mineral material |
| RU2394109C1 (en) * | 2009-01-11 | 2010-07-10 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Procedure for sorption extraction of valuable metals |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2248631A (en) * | 1989-03-07 | 1992-04-15 | Dean Robert Butler | Recovery of gold, silver and platinum group metals with various leachants at low pulp densities |
| US5328669A (en) * | 1993-01-26 | 1994-07-12 | South Dakota School Of Mines And Technology | Extraction of precious metals from ores and other precious metal containing materials using halogen salts |
| US5364444A (en) * | 1993-07-08 | 1994-11-15 | North American Pallidium Ltd. | Metal leaching and recovery process |
| RU2044783C1 (en) * | 1991-10-17 | 1995-09-27 | Красноярский завод цветных металлов | Method of processing industrial products of affinage of platinum group metals |
| WO1999060178A1 (en) * | 1998-05-19 | 1999-11-25 | Bull, Christopher, Michael | Hydrometallurgical treatment process for extraction of platinum group metals obviating the matte smelting process |
| RU2169200C1 (en) * | 2000-03-29 | 2001-06-20 | Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) | Method of recovering platinum metals from platinum-containing concentrates |
| RU2169780C1 (en) * | 2000-03-29 | 2001-06-27 | Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) | Platinum-containing concentrate processing method |
-
2002
- 2002-12-06 RU RU2002132908/02A patent/RU2235140C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2248631A (en) * | 1989-03-07 | 1992-04-15 | Dean Robert Butler | Recovery of gold, silver and platinum group metals with various leachants at low pulp densities |
| RU2044783C1 (en) * | 1991-10-17 | 1995-09-27 | Красноярский завод цветных металлов | Method of processing industrial products of affinage of platinum group metals |
| US5328669A (en) * | 1993-01-26 | 1994-07-12 | South Dakota School Of Mines And Technology | Extraction of precious metals from ores and other precious metal containing materials using halogen salts |
| US5364444A (en) * | 1993-07-08 | 1994-11-15 | North American Pallidium Ltd. | Metal leaching and recovery process |
| WO1999060178A1 (en) * | 1998-05-19 | 1999-11-25 | Bull, Christopher, Michael | Hydrometallurgical treatment process for extraction of platinum group metals obviating the matte smelting process |
| RU2169200C1 (en) * | 2000-03-29 | 2001-06-20 | Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) | Method of recovering platinum metals from platinum-containing concentrates |
| RU2169780C1 (en) * | 2000-03-29 | 2001-06-27 | Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова (Технический университет) | Platinum-containing concentrate processing method |
Cited By (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US7846234B2 (en) | 2006-01-10 | 2010-12-07 | Viktor Andreevich Sinegribov | Method of precious metal recovery |
| WO2007081243A3 (en) * | 2006-01-10 | 2007-10-25 | Zakrytoe Akcionernoe Obshestvo | Method for extracting precious metals |
| CN101370949B (en) * | 2006-01-10 | 2011-01-26 | 乌拉尔卡利工程股份有限公司 | A method of extracting precious metals |
| RU2291907C1 (en) * | 2006-01-10 | 2007-01-20 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method for extraction of precious metals |
| EP1978117A4 (en) * | 2006-01-10 | 2009-04-29 | Zakrytoe Akcionernoe Obshestvo | Method for extracting precious metals |
| RU2347206C1 (en) * | 2007-07-24 | 2009-02-20 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method for preparation of samples of insoluble residue of saliferous rock and derivatives thereof for qualitative and quantitative analysis of precious metals |
| WO2009014473A1 (en) * | 2007-07-24 | 2009-01-29 | Zakrytoe Akcionernoe Obshestvo 'uralkaliy-Technologiya' | Method for preparing samples for quantitatively and qualitatively determining the precious metal content in products of processing of potassium and magnesium ores |
| CN101688823B (en) * | 2007-07-24 | 2011-09-14 | 乌拉尔卡里技术联合股份有限公司 | Method for the preparation of samples for the quantitative and qualitative determination of the precious metal content in processed products of potassium and magnesium ores |
| RU2386710C1 (en) * | 2008-09-29 | 2010-04-20 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Precious metal extraction method |
| RU2393243C2 (en) * | 2008-09-29 | 2010-06-27 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method of processing mineral material |
| WO2010036142A1 (en) * | 2008-09-29 | 2010-04-01 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method for the recovery of noble metals |
| CN102159738A (en) * | 2008-09-29 | 2011-08-17 | 乌拉尔卡里技术联合股份有限公司 | Precious Metal Recovery Methods |
| RU2394109C1 (en) * | 2009-01-11 | 2010-07-10 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Procedure for sorption extraction of valuable metals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP7360507B2 (en) | Method for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents | |
| CN109112304A (en) | It is a kind of to extract expensive, low-priced, rare element hydrometallurgical process method | |
| US6551378B2 (en) | Recovery of precious metals from low concentration sources | |
| US3988415A (en) | Recovery of precious metal values from ores | |
| AU2015265793B2 (en) | Hydrometallurgical treatment of anode sludge | |
| NO760397L (en) | ||
| RU2385959C1 (en) | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores | |
| FI68864B (en) | FARING EQUIPMENT FILLING CONDITIONING FOR CHAINING METAL | |
| Bhappu | Hydrometallurgical processing of precious metal ores | |
| ES2304095B2 (en) | METHOD FOR THE TREATMENT OF ANODIC MUDS. | |
| Herreros et al. | Dissolution kinetics of enargite in dilute Cl2/Cl− media | |
| JP2005523992A (en) | Gold collection method | |
| CA1172856A (en) | Process for the separation of gold and silver from complex sulfide ores and concentrates | |
| RU2235140C2 (en) | Precious metal recovery method | |
| JP2020105588A (en) | Treatment method of mixture containing noble metal, selenium and tellurium | |
| JP7337209B2 (en) | Iridium recovery method | |
| JP7198079B2 (en) | Method for treating acidic liquids containing precious metals, selenium and tellurium | |
| Nunez et al. | Recovery of copper, silver and zinc from Huelva (Spain) copper smelter flue dust by a chloride leach process | |
| WO1995033686A1 (en) | Method for extracting metals from metal-containing materials by pyrohydrolysis | |
| EP0138794A1 (en) | A method for recovering metal values from materials containing copper and/or precious metals | |
| EP2963132A1 (en) | Method for leaching gold from gold ore containing pyrite | |
| US3996046A (en) | Extraction and purification of silver from sulfates | |
| Yusupkhodjayev et al. | Improvement of technology of processing of persistent gold-bearing ores and concentrates using oxidative burning | |
| RU2005124288A (en) | EXTRACTION OF METALS FROM SULFIDE MATERIALS | |
| RU2415955C2 (en) | Procedure for extraction of precious metals from refractory ore and concentrates |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20081207 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20100227 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20141207 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20170515 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20191207 |