RU2237092C1 - Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates - Google Patents
Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2237092C1 RU2237092C1 RU2003105143/02A RU2003105143A RU2237092C1 RU 2237092 C1 RU2237092 C1 RU 2237092C1 RU 2003105143/02 A RU2003105143/02 A RU 2003105143/02A RU 2003105143 A RU2003105143 A RU 2003105143A RU 2237092 C1 RU2237092 C1 RU 2237092C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silver
- leaching
- solution
- oxidizing agent
- sulfuric acid
- Prior art date
Links
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 56
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 56
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 36
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 22
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims abstract description 11
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 9
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 55
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 45
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 44
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 21
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 7
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 6
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 8
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 4
- OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M potassium;butoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCOC([S-])=S OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 3
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 230000006378 damage Effects 0.000 abstract description 3
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 2
- IOIOILDYKMQXSF-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid;thiourea Chemical compound NC(N)=S.OS(O)(=O)=O IOIOILDYKMQXSF-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 abstract 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 abstract 1
- 229940100890 silver compound Drugs 0.000 abstract 1
- 150000003379 silver compounds Chemical class 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 13
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 4
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 3
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 229910001739 silver mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RQCJDSANJOCRMV-UHFFFAOYSA-N [Mn].[Ag] Chemical compound [Mn].[Ag] RQCJDSANJOCRMV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 150000001408 amides Chemical class 0.000 description 1
- GJLUFTKZCBBYMV-UHFFFAOYSA-N carbamimidoylsulfanyl carbamimidothioate Chemical compound NC(=N)SSC(N)=N GJLUFTKZCBBYMV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000011365 complex material Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- 150000002697 manganese compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 230000002787 reinforcement Effects 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- AKHNMLFCWUSKQB-UHFFFAOYSA-L sodium thiosulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=S AKHNMLFCWUSKQB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000019345 sodium thiosulphate Nutrition 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии серебра и может быть использовано для получения металлического серебра или его соединений непосредственно из серебросодержащих флотационных сульфидных концентратов.The invention relates to silver hydrometallurgy and can be used to obtain metallic silver or its compounds directly from silver-containing flotation sulfide concentrates.
Известен способ извлечения серебра из серебряно-марганцевых руд и концентратов, предусматривающий выщелачивание сырья сернокислыми растворами тиомочевины (тиокарбамида) в присутствии окислителя (пат. US №4816235, опубл. 28.03.1989 г.). Способ включает следующие последовательно выполняемые операции: выщелачивание руды сернокислым раствором тиомочевины при отношении Т:Ж=1:30; фильтрацию пульпы после выщелачивания; сорбцию серебра из раствора углем; фильтрацию пульпы после сорбции; десорбцию серебра с угля раствором тиосульфата натрия; фильтрацию пульпы после десорбции; извлечение серебра из раствора и фильтрацию серебра.A known method of extracting silver from silver-manganese ores and concentrates, providing for the leaching of raw materials with sulfate solutions of thiourea (thiocarbamide) in the presence of an oxidizing agent (US Pat. US No. 4816235, publ. March 28, 1989). The method includes the following sequentially performed operations: leaching of ore with a thiourea sulfate solution at a ratio of T: W = 1: 30; pulp filtration after leaching; sorption of silver from a solution of coal; pulp filtration after sorption; desorption of silver from coal with sodium thiosulfate solution; pulp filtration after desorption; extracting silver from the solution and filtering silver.
Окислителем в данном патенте являются соединения марганца в высшей степени окисления, присутствующие в сырье.The oxidizing agent in this patent are highly oxidized manganese compounds present in the feed.
К недостаткам способа относятся его многостадийность и необходимость переработки больших объемов растворов (Т:Ж=1:30).The disadvantages of the method include its multi-stage and the need for processing large volumes of solutions (T: W = 1: 30).
Кроме того, способ применим только к сырью, содержащему одновременно серебро и марганец.In addition, the method is applicable only to raw materials containing both silver and manganese.
Известен способ извлечения серебра из флотационных сульфидных концентратов, включающий выщелачивание концентратов сернокислыми растворами, содержащими 40 г/л тиокарбамида в присутствии окислителя - формамидиндисульфида. Процесс выщелачивания осуществляют в две стадии при Т:Ж=1:4 на каждой стадии.A known method for the extraction of silver from flotation sulfide concentrates, including leaching of concentrates with sulfuric solutions containing 40 g / l of thiocarbamide in the presence of an oxidizing agent - formamidine disulfide. The leaching process is carried out in two stages at T: W = 1: 4 at each stage.
На первой стадии выщелачивание ведут раствором, содержащим 15 г/л серной кислоты, в течение 4 часов, после чего пульпу фильтруют. На второй стадии выщелачивание ведут раствором, содержащим 0,5 г/л серной кислоты, в течение 8 часов. Серебро из растворов выщелачивания осаждают электролизом в аппарате с разделенной катодной и анодной камерами (Лодейщиков В.В., Панченко А.Ф., Хмельницкая О.Д. "Извлечение серебра из концентратов сложного вещественного состава методом тиокарбамидного выщелачивания". В кн. Научные труды Иргиредмета "Разработка технологии добычи и переработки руд благородных и редких металлов", вып. 31, 1977 г.).In the first stage, the leaching is carried out with a solution containing 15 g / l of sulfuric acid for 4 hours, after which the pulp is filtered. In the second stage, leaching is carried out with a solution containing 0.5 g / l of sulfuric acid for 8 hours. Silver from leaching solutions is precipitated by electrolysis in an apparatus with a separated cathode and anode chambers (Lodeishchikov V.V., Panchenko A.F., Khmelnitskaya O. D. "Extraction of silver from concentrates of complex material composition by the method of thiocarbamide leaching." In the book Scientific works Irgiredmet "Development of a technology for the extraction and processing of ores of precious and rare metals", issue 31, 1977).
К недостаткам данного способа следует отнести двухстадийность процесса выщелачивания и, как следствие, необходимость переработки больших объемов растворов (суммарное отношение Т:Ж=1:8), а также необходимость использования дорогостоящего окислителя - формамидиндисульфида.The disadvantages of this method include the two-stage leaching process and, as a consequence, the need to process large volumes of solutions (total ratio T: W = 1: 8), as well as the need to use an expensive oxidizing agent, formamidine disulfide.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому способу является способ извлечения серебра из флотационных сульфидных концентратов, полученных с использованием собирателя, включающий выщелачивание сернокислым тиокарбамидным раствором с использованием окислителя кислорода воздуха (Меретуков М.А. и др. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1991, с. 212-213).Closest to the technical nature of the proposed method is a method for extracting silver from flotation sulfide concentrates obtained using a collector, including leaching with thiocarbamide sulfate using an oxygen oxidizer (Meretukov MA, et al. Metallurgy of precious metals. Foreign experience. - M .: Metallurgy, 1991, p. 212-213).
Недостатком данного способа является невозможность достижения оптимальных показателей извлечения серебра в раствор выщелачивания из-за наблюдаемого при пропускании через раствор воздуха обильного пенообразования, затрудняющего доступ раствора к минералу, содержащему на поверхности собиратель.The disadvantage of this method is the inability to achieve optimal performance of silver extraction into the leach solution due to the abundant foaming observed when passing through the air solution, which impedes the access of the solution to a mineral containing a collector on the surface.
Задачей изобретения является разработка способа извлечения серебра из сульфидных флотационных концентратов, полученных с использованием собирателя, при котором бы достигалась возможность максимального извлечения серебра в раствор выщелачивания.The objective of the invention is to develop a method for the extraction of silver from sulfide flotation concentrates obtained using a collector, which would achieve the possibility of maximum extraction of silver in a leach solution.
Поставленная задача достигается тем, что в способе извлечения серебра из флотационных сульфидных концентратов, полученных с использованием собирателя, включающем выщелачивание концентратов сернокислым тиокарбамидным раствором с использованием в качестве окислителя кислорода воздуха, и последующее выделение серебра из полученного раствора, согласно изобретению выщелачивание осуществляют сернокислым раствором, содержащим 60-100 г/л тиокарбамида, при температуре 50-90°С, причем перед выщелачиванием с использованием окислителя осуществляют разрушение собирателя выщелачиванием без использования окислителя. При этом содержание серной кислоты при выщелачивании составляет 50-20 г/л, выщелачивание предпочтительно ведут при Т:Ж=1:3, а выщелачивание без использования окислителя концентратов, полученных с использованием в качестве собирателя бутилксантогената калия, ведут в течение 0,5-1 часа, а с использованием окислителя в течение 4-4,5 часов, выделение серебра из раствора ведут цементацией на железных или алюминиевых пластинах, или выделение серебра ведут цементацией из раствора, объединенного с промывными водами, полученными после промывки кека выщелачивания, предпочтительно выделение серебра ведут цементацией из раствора, содержащего 10-20 г/л серной кислоты, и при температуре 80-90°С в течение 2,5-3 часов.The problem is achieved in that in the method for extracting silver from flotation sulfide concentrates obtained using a collector, comprising leaching the concentrates with thiocarbamide sulfate using air oxygen as an oxidizing agent, and the subsequent silver recovery from the resulting solution, according to the invention, leaching is carried out with a sulfuric acid solution containing 60-100 g / l thiocarbamide, at a temperature of 50-90 ° C, and before leaching using an oxidizing agent, They reveal the destruction of the collector by leaching without the use of an oxidizing agent. In this case, the content of sulfuric acid during leaching is 50-20 g / l, leaching is preferably carried out at T: W = 1: 3, and leaching without using an oxidizing agent of concentrates obtained using potassium butyl xanthogenate as a collector is carried out for 0.5- 1 hour, and using an oxidizing agent for 4-4.5 hours, silver is extracted from the solution by cementation on iron or aluminum plates, or silver is extracted by cementation from a solution combined with the washings obtained after washing the cake galling, preferably silver is produced by cementation from a solution containing 10-20 g / l of sulfuric acid, and at a temperature of 80-90 ° C for 2.5-3 hours.
Способ осуществляют следующим образом. Исходное сырье - флотационный сульфидный концентрат - загружают в реактор, заливают сернокислым тиокарбамидным раствором, содержащим 5-20 г/л серной кислоты и 60-100 г/л тиокарбамида, и начинают нагрев пульпы при постоянном перемешивании.The method is as follows. The feedstock - flotation sulfide concentrate - is loaded into the reactor, poured with thiocarbamide sulfate containing 5-20 g / l of sulfuric acid and 60-100 g / l of thiocarbamide, and the pulp is heated with constant stirring.
Предпочтительным вариантом осуществления способа является проведение выщелачивания при отношении Т:Ж=1:3.A preferred embodiment of the method is leaching at a ratio of T: W = 1: 3.
Проведение процесса выщелачивания сначала без окислителя, т.е. без барботирования воздуха через пульпу, а затем с окислителем (с барботированием воздуха) обусловлено следующим.The leaching process is first without an oxidizing agent, i.e. without air sparging through the pulp, and then with an oxidizing agent (with air sparging) due to the following.
Поскольку концентрат является флотационным, на поверхности его минералов сорбирован собиратель, например, бутилксантогенат калия, присутствие которого в пульпе при барботировании воздуха, как показано опытным путем, вызывает обильное пенообразование, что затрудняет контакт раствора с минералами серебра и, соответственно, снижает показатели извлечения. Во избежание этого выщелачивание ведут сначала без подачи воздуха в течение времени, достаточного для разрушения собирателя при перемешивании концентрата с сернокислым тиокарбамидным раствором. В частном случае осуществления изобретения для разрушения бутилксантогената калия в кислой среде это время составляет 0,5-1 час. После этого аэрация пульпы уже не сопровождается обильным ценообразованием, и процесс выщелачивания в присутствии окислителя - кислорода воздуха - ведут в течение 4-4,5 часов.Since the concentrate is flotation, a collector, for example, potassium butyl xanthogenate, is adsorbed on the surface of its minerals, the presence of which in the pulp during air sparging, as shown experimentally, causes abundant foaming, which makes it difficult to contact the solution with silver minerals and, accordingly, reduces extraction rates. To avoid this, leaching is carried out first without air supply for a time sufficient to destroy the collector while mixing the concentrate with thiocarbamide sulfate solution. In the particular case of the invention for the destruction of potassium butyl xanthate in an acidic environment, this time is 0.5-1 hour. After this, pulp aeration is no longer accompanied by abundant pricing, and the leaching process in the presence of an oxidizing agent - atmospheric oxygen - is carried out for 4-4.5 hours.
Экспериментально установлено, что за это время в раствор извлекается более 90% серебра. Таким образом, общее время выщелачивания составляет около 5 часов.It was experimentally established that during this time more than 90% silver is recovered in the solution. Thus, the total leaching time is about 5 hours.
Верхний предел концентрации тиокарбамида - 100 г/л - ограничен ее растворимостью. Использование для выщелачивания растворов с концентрацией тиокарбамида ниже 60 г/л приводит к снижению показателей извлечения серебра в раствор.The upper limit of thiocarbamide concentration - 100 g / l - is limited by its solubility. Use for leaching solutions with a concentration of thiocarbamide below 60 g / l leads to a decrease in the recovery of silver in the solution.
Концентрация серной кислоты в растворе выщелачивания 5-20 г/л также является достаточной для разрушения собирателя и обеспечения высокого извлечения серебра в раствор. Повышение концентрации серной кислоты выше 20 г/л нецелесообразно, т.к. это влечет за собой дополнительные затраты, но не приводит к повышению извлечения серебра из исходного сырья. Понижение концентрации серной кислоты ниже 5 г/л не обеспечивает полноты выщелачивания.The concentration of sulfuric acid in the leaching solution of 5-20 g / l is also sufficient to destroy the collector and ensure high silver recovery in the solution. Increasing the concentration of sulfuric acid above 20 g / l is impractical, because this entails additional costs, but does not lead to an increase in the extraction of silver from the feedstock. Lowering the concentration of sulfuric acid below 5 g / l does not ensure complete leaching.
Выбранный интервал температур процесса выщелачивания обеспечивает оптимальные условия извлечения серебра в раствор. Выщелачивание при температуре ниже 50°С идет недостаточно интенсивно и приводит к снижению извлечения серебра, а повышение температуры выше 90°С приводит к разложению тиокарбамида.The selected temperature range of the leaching process provides optimal conditions for the extraction of silver in the solution. Leaching at temperatures below 50 ° C is not intensive enough and leads to a decrease in silver recovery, and an increase in temperature above 90 ° C leads to the decomposition of thiocarbamide.
Далее полученную пульпу обезвоживают и кек дважды промывают при Т:Ж = 1:1 сначала раствором, содержащим исходные концентрации кислоты и тиокарбамида, а затем водой. В дальнейшем для промывки кека могут быть использованы оборотные растворы.Next, the resulting pulp is dehydrated and the cake is washed twice at T: W = 1: 1, first with a solution containing the initial concentration of acid and thiocarbamide, and then with water. Subsequently, circulating solutions can be used to rinse the cake.
Использование растворов в обороте в предлагаемом способе позволяет сохранить высокую концентрацию тиокарбамида в растворе и значительно сократить удельный расход этого реагента.The use of solutions in circulation in the proposed method allows to maintain a high concentration of thiocarbamide in the solution and significantly reduce the specific consumption of this reagent.
Из раствора выщелачивания, объединенного с промывными водами, серебро осаждают известными методами, например, цементацией на железных или алюминиевых пластинах, которую осуществляют при нагревании в течение 2,5-3 часов.From a leach solution combined with washings, silver is precipitated by known methods, for example, by carburizing on iron or aluminum plates, which is carried out by heating for 2.5-3 hours.
Опытным путем показано, что осаждение серебра цементацией из растворов, содержащих 10-20 г/л серной кислоты, позволяет достичь оптимальных показателей по извлечению серебра на пластины.It has been experimentally shown that the precipitation of silver by cementation from solutions containing 10-20 g / l of sulfuric acid, allows to achieve optimal performance for the extraction of silver on the plate.
Рекомендуемый оптимальный температурный интервал на стадии осаждения серебра цементацией 80-90°С обусловлен тем, что выше 90°С идет разложение тиокарбамида, а понижение температуры цементации ниже 80°С увеличивает длительность процесса.The recommended optimal temperature range at the stage of silver deposition by cementation of 80-90 ° C is due to the fact that thiocarbamide decomposes above 90 ° C, and a decrease in the cementation temperature below 80 ° C increases the duration of the process.
В результате получают цементный осадок с содержанием серебра 70-90% и раствор, который является оборотным. Этот раствор подкрепляют серной кислотой и снова отправляют на выщелачивание, а также промывку кека. Без подкрепления тиокарбамидом раствор может быть использован в 4-6 циклах.The result is a cement slurry with a silver content of 70-90% and a solution that is negotiable. This solution is reinforced with sulfuric acid and again sent for leaching, as well as washing the cake. Without reinforcement with thiocarbamide, the solution can be used in 4-6 cycles.
Кеки выщелачивания с остаточным содержанием серебра 0,5-1,0 кг/тонну направляют повторно на флотацию.Leaching cakes with a residual silver content of 0.5-1.0 kg / ton are re-sent to flotation.
Таким образом, исключение барботирования воздуха на первоначальном этапе выщелачивания (до разрушения собирателя) обеспечивает предложенному способу оптимально высокую степень извлечения серебра в раствор выщелачивания (около 97%) за счет устранения сильного пенообразования, возникающего при пропускании воздуха в присутствии собирателя, и затрудняющего контакт раствора с минералами серебра. Кроме того, за счет использования растворов в обороте расхода тиокарбамида достаточно экономичен.Thus, the exclusion of air sparging at the initial stage of leaching (until the collector is destroyed) provides the proposed method with an optimally high degree of silver extraction into the leaching solution (about 97%) by eliminating strong foaming that occurs when air is passed in the presence of the collector and making the solution difficult to contact with silver minerals. In addition, due to the use of solutions in the flow rate of thiocarbamide, it is quite economical.
Возможность осуществления изобретения подтверждается также следующими примерами.The possibility of carrying out the invention is also confirmed by the following examples.
Пример 1. 100 кг концентрата с содержанием серебра 17,5 кг/тонну загружают в реактор, заливают 300 л раствора, содержащего 10 г/л серной кислоты и 100 г/л тиокарбамида, включают мешалку и обогрев. При достижении температуры 50°С осуществляют перемешивание в течение часа, после чего начинают барботировать через пульпу воздух. Процесс с аэрацией пульпы продолжают в течение 4 часов. По истечении этого времени отключают подачу воздуха, обогрев и перемешивание и дают пульпе отстояться в течение 0,5 часа, после чего раствор отсифонивают через верхний слив в отдельную емкость, а кек дважды промывают при Т:Ж=1:1 сначала исходным раствором, а затем водой. После второй промывки пульпу фильтруют на нутч-фильтре, растворы промывок объединяют с раствором выщелачивания и анализируют на содержание серебра. Получено 480 литров объединенного раствора с содержанием серебра 3,54 г/л, извлечение серебра в раствор - 97,1%. Содержание серебра в кеке - 0,5 кг/тонну.Example 1. 100 kg of concentrate with a silver content of 17.5 kg / ton are loaded into the reactor, 300 l of a solution containing 10 g / l of sulfuric acid and 100 g / l of thiocarbamide are poured, include a stirrer and heating. When the temperature reaches 50 ° C, stirring is carried out for an hour, after which air begins to sparge through the pulp. The pulp aeration process is continued for 4 hours. After this time, turn off the air supply, heating and stirring and allow the pulp to settle for 0.5 hours, after which the solution is siphoned through the upper drain into a separate container, and the cake is washed twice at T: W = 1: 1 first with the initial solution, and then water. After the second washing, the pulp is filtered on a suction filter, the washing solutions are combined with the leaching solution and analyzed for silver content. Received 480 liters of a combined solution with a silver content of 3.54 g / l, the extraction of silver in solution is 97.1%. The silver content in cake is 0.5 kg / ton.
В объединенный раствор выщелачивания вводят железные пластины, включают обогрев и перемешивание. После достижения температуры 90°С процесс осуществляют в течение 3 часов. За это время серебро осаждается из раствора с выходом 95%. Остаточное содержание серебра в растворе - 0,18 г/л.Iron plates are introduced into the combined leaching solution, heating and mixing are included. After reaching a temperature of 90 ° C. The process is carried out for 3 hours. During this time, silver is precipitated from the solution with a yield of 95%. The residual silver content in the solution is 0.18 g / l.
Содержание серебра в осадке - 82%, вес осадка - 1.97 кг. Сквозное извлечение серебра из концентрата - 92,2%.The silver content in the precipitate is 82%, and the weight of the precipitate is 1.97 kg. Through recovery of silver from the concentrate - 92.2%.
Пример 2. 100 кг концентрата с содержанием серебра 17,5 кг/тонну загружают в реактор, заливают 300 л оборотного раствора с содержанием серебра 0,18 г/л (полученного в результате осуществления примера 1), подкрепляют раствор серной кислотой до содержания 10 г/л и осуществляют выщелачивание, промывку и цементацию в тех же условиях, что описаны в примере 1. Извлечение серебра на стадии выщелачивания составило 97,3%, на стадии цементации - 96%.Example 2. 100 kg of concentrate with a silver content of 17.5 kg / ton is loaded into the reactor, 300 l of a circulating solution with a silver content of 0.18 g / l (obtained as a result of the implementation of Example 1) are poured, the solution is reinforced with sulfuric acid to a content of 10 g / l and carry out leaching, washing and cementation under the same conditions as described in example 1. The extraction of silver at the leaching stage was 97.3%, at the stage of cementation - 96%.
Остальные примеры осуществлены аналогично примеру 1 за исключением изменения отдельных параметров процесса. Условия выполнения примеров и результаты сведены в таблицу.The remaining examples are carried out analogously to example 1 with the exception of changing individual process parameters. The conditions for the implementation of the examples and the results are summarized in table.
Claims (8)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2003105143/02A RU2237092C1 (en) | 2003-02-19 | 2003-02-19 | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2003105143/02A RU2237092C1 (en) | 2003-02-19 | 2003-02-19 | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2003105143A RU2003105143A (en) | 2004-08-27 |
| RU2237092C1 true RU2237092C1 (en) | 2004-09-27 |
Family
ID=33433544
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2003105143/02A RU2237092C1 (en) | 2003-02-19 | 2003-02-19 | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2237092C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2351666C1 (en) * | 2007-07-11 | 2009-04-10 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Method of gold and silver recovery from concentrates |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4655407A (en) * | 1985-03-18 | 1987-04-07 | Isoreg Corporation | Outside-in winding apparatus |
| US4778519A (en) * | 1987-02-24 | 1988-10-18 | Batric Pesic | Recovery of precious metals from a thiourea leach |
| CA1244749A (en) * | 1985-08-15 | 1988-11-15 | Roger H. Little | Method and composition for the recovery of precious metals from ores |
| WO1990010721A1 (en) * | 1989-03-07 | 1990-09-20 | Dean Robert Butler | Recovery of gold, silver and platinum group metals with various leachants at low pulp densities |
| RU2070588C1 (en) * | 1993-12-27 | 1996-12-20 | Акционерное общество Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "Унипромедь" | Method of isolating precious metals from ores and concentrates |
-
2003
- 2003-02-19 RU RU2003105143/02A patent/RU2237092C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4655407A (en) * | 1985-03-18 | 1987-04-07 | Isoreg Corporation | Outside-in winding apparatus |
| CA1244749A (en) * | 1985-08-15 | 1988-11-15 | Roger H. Little | Method and composition for the recovery of precious metals from ores |
| US4778519A (en) * | 1987-02-24 | 1988-10-18 | Batric Pesic | Recovery of precious metals from a thiourea leach |
| WO1990010721A1 (en) * | 1989-03-07 | 1990-09-20 | Dean Robert Butler | Recovery of gold, silver and platinum group metals with various leachants at low pulp densities |
| RU2070588C1 (en) * | 1993-12-27 | 1996-12-20 | Акционерное общество Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "Унипромедь" | Method of isolating precious metals from ores and concentrates |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| МЕРЕТУКОВ М.А. и др. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1991, с. 212 и 213. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2351666C1 (en) * | 2007-07-11 | 2009-04-10 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Method of gold and silver recovery from concentrates |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2117057C1 (en) | Method for recovery of zinc and iron from zinc- and iron-containing materials (versions) | |
| RU2105824C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery of metals from complex ore | |
| CA1200395A (en) | Simultaneous leaching and cementation of precious metals | |
| US5785736A (en) | Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption | |
| RU1838437C (en) | Method of extraction of noble metals | |
| CA2639165A1 (en) | Method for recovering metal from ore | |
| JP4365124B2 (en) | Zinc concentrate leaching process | |
| FI116684B (en) | Procedure for treating anode slurry | |
| CN104017991A (en) | Process for efficiently and selectively separating copper in lead copper matte | |
| CA1107077A (en) | Extraction of gold and silver | |
| CN102943180B (en) | Method for recycling gold and silver from silver separating residues of copper anode slime | |
| CN110564964A (en) | Dressing and smelting combined process for efficiently utilizing copper-zinc ore | |
| NZ205153A (en) | Hydrometallurgical process for recovery of gold or silver from ores | |
| RU2234544C1 (en) | Method of reworking of auriferous arsenical ores and concentrates | |
| RU2428493C1 (en) | Procedure for extaction of metals from gold containing sulphide-oxidised copper ores | |
| CN109402392B (en) | Method for extracting tellurium from copper anode slime | |
| US4687559A (en) | Treatment of residues for metal recovery | |
| CN109881022A (en) | A method of the whole process green circulatory of lean solution containing cyanogen utilizes | |
| RU2237092C1 (en) | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| RU2337160C1 (en) | Method of processing of sulphide oxidised copper ores | |
| CA2278834A1 (en) | Improved tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| CN104263941B (en) | A kind of technique of comprehensively recovering valuable metal from electroplating sludge | |
| JPH10158752A (en) | Silver extraction and recovery method | |
| CN111961869A (en) | Non-ferrous smelting waste recovery system and use method thereof |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| QB4A | Licence on use of patent |
Effective date: 20060905 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20130220 |