RU2351666C1 - Method of gold and silver recovery from concentrates - Google Patents
Method of gold and silver recovery from concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2351666C1 RU2351666C1 RU2007126511/02A RU2007126511A RU2351666C1 RU 2351666 C1 RU2351666 C1 RU 2351666C1 RU 2007126511/02 A RU2007126511/02 A RU 2007126511/02A RU 2007126511 A RU2007126511 A RU 2007126511A RU 2351666 C1 RU2351666 C1 RU 2351666C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- extraction
- silver
- mol
- leaching
- Prior art date
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 118
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 118
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 118
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 109
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 109
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 109
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 56
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims abstract description 52
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 41
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 134
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 132
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 69
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 claims abstract description 48
- STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N tributyl phosphate Chemical compound CCCCOP(=O)(OCCCC)OCCCC STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 33
- -1 thiocyanate ions Chemical class 0.000 claims abstract description 14
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- ZMZDMBWJUHKJPS-UHFFFAOYSA-N hydrogen thiocyanate Natural products SC#N ZMZDMBWJUHKJPS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 claims abstract description 7
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims abstract description 3
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 100
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 10
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 claims description 6
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- SOIFLUNRINLCBN-UHFFFAOYSA-N ammonium thiocyanate Chemical class [NH4+].[S-]C#N SOIFLUNRINLCBN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000012279 sodium borohydride Substances 0.000 claims description 4
- 229910000033 sodium borohydride Inorganic materials 0.000 claims description 4
- QPCDCPDFJACHGM-UHFFFAOYSA-N N,N-bis{2-[bis(carboxymethyl)amino]ethyl}glycine Chemical compound OC(=O)CN(CC(O)=O)CCN(CC(=O)O)CCN(CC(O)=O)CC(O)=O QPCDCPDFJACHGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 claims description 3
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 claims description 2
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 2
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 2
- 229910000360 iron(III) sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims description 2
- RHUVFRWZKMEWNS-UHFFFAOYSA-M silver thiocyanate Chemical class [Ag+].[S-]C#N RHUVFRWZKMEWNS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 2
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 claims 1
- PYRZPBDTPRQYKG-UHFFFAOYSA-N cyclopentene-1-carboxylic acid Chemical compound OC(=O)C1=CCCC1 PYRZPBDTPRQYKG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- KXGVIPZFMKMPFU-OATXVPTESA-N fad-001 Chemical compound O([C@H]1C[C@@](O)(CC=2C(O)=C3C(=O)C=4C=CC=C(C=4C(=O)C3=C(O)C=21)OC)C(=O)CO)[C@@H]1O[C@@H](C)[C@@H](O)[C@@H](O)[C@H]1F KXGVIPZFMKMPFU-OATXVPTESA-N 0.000 claims 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- PDMYFWLNGXIKEP-UHFFFAOYSA-K gold(3+);trithiocyanate Chemical compound [Au+3].[S-]C#N.[S-]C#N.[S-]C#N PDMYFWLNGXIKEP-UHFFFAOYSA-K 0.000 abstract 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 abstract 1
- 150000003378 silver Chemical class 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 229910052946 acanthite Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 11
- XUARKZBEFFVFRG-UHFFFAOYSA-N silver sulfide Chemical compound [S-2].[Ag+].[Ag+] XUARKZBEFFVFRG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 229940056910 silver sulfide Drugs 0.000 description 11
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 8
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 6
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 5
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 4
- 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 description 3
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 3
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N hydrogen peroxide Substances OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 3
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 2
- QIGBRXMKCJKVMJ-UHFFFAOYSA-N Hydroquinone Chemical compound OC1=CC=C(O)C=C1 QIGBRXMKCJKVMJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- LPXPTNMVRIOKMN-UHFFFAOYSA-M sodium nitrite Chemical compound [Na+].[O-]N=O LPXPTNMVRIOKMN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 150000003567 thiocyanates Chemical class 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000102 alkali metal hydride Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000008046 alkali metal hydrides Chemical class 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 150000001408 amides 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
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000004202 carbamide Substances 0.000 description 1
- 239000004568 cement 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
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 1
- PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N gold silver Chemical compound [Ag].[Au] PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000016507 interphase Effects 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000002427 irreversible effect Effects 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000006408 oxalic acid Nutrition 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- JRKICGRDRMAZLK-UHFFFAOYSA-L peroxydisulfate Chemical compound [O-]S(=O)(=O)OOS([O-])(=O)=O JRKICGRDRMAZLK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 239000012286 potassium permanganate Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 235000010288 sodium nitrite Nutrition 0.000 description 1
- 239000011550 stock solution Substances 0.000 description 1
- HPGGPRDJHPYFRM-UHFFFAOYSA-J tin(iv) chloride Chemical compound Cl[Sn](Cl)(Cl)Cl HPGGPRDJHPYFRM-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007306 turnover Effects 0.000 description 1
- 239000012224 working solution Substances 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 гидрометаллургии благородных металлов (БМ) и может быть использовано для извлечения золота и серебра из сульфидных концентратов и концентратов, полученных из техногенных россыпей.The invention relates to hydrometallurgy of precious metals (BM) and can be used to extract gold and silver from sulfide concentrates and concentrates obtained from man-made placers.
Известно применение тиомочевинных (тиокарбамидных) растворов для извлечения золота и серебра из различного вида сырья (Панченко А.Ф., Лодейщиков В.В., Шалин Л.А. Теоретические основы процесса растворения золота, серебра и их сплавов в кислых растворах тиокарбамида // X Всесоюзное совещание по химии, анализу и технологии благородных металлов. Тезисы докладов. Часть 1. Новосибирск. 1976. С.14).It is known to use thiourea (thiocarbamide) solutions for the extraction of gold and silver from various types of raw materials (Panchenko A.F., Lodeishchikov V.V., Shalin L.A. Theoretical foundations of the process of dissolving gold, silver and their alloys in acidic solutions of thiocarbamide // X All-Union Conference on Chemistry, Analysis and Technology of Noble Metals, Abstracts, Part 1. Novosibirsk, 1976. P.14).
Широкое промышленное использование карбамидных растворов взамен цианидных сдерживается более высокой стоимостью тиокарбамида по сравнению с цианидом натрия. В этой связи возникает необходимость снижения удельного расхода тиокарбамида в процессе извлечения благородных металлов. Наибольшие потери тиокарбамида связаны со стадией выделения золота и серебра из растворов выщелачивания. Так, например, при выделении цементацией благородных металлов необходима повышенная температура (не ниже 90°С), что, с одной стороны, приводит к разложению тиокарбамида, а с другой стороны, растворы загрязняются ионами металлов, используемых для цементации, что затрудняет их использование в обороте и также приводит к потерям тиокарбамида. Сорбционное извлечение благородных металлов на активированных углях приводит к безвозвратным потерям тиокарбамида в результате ее адсорбции. При электрохимическом извлечении золота и серебра из тиокарбамидных растворов выщелачивания происходит анодное окисление тиокарбамида.The wide industrial use of urea solutions instead of cyanide is constrained by the higher cost of thiocarbamide compared with sodium cyanide. In this regard, there is a need to reduce the specific consumption of thiocarbamide in the process of extraction of precious metals. The greatest losses of thiocarbamide are associated with the stage of separation of gold and silver from leaching solutions. So, for example, when cementing noble metals, an elevated temperature is required (not lower than 90 ° C), which, on the one hand, leads to the decomposition of thiocarbamide, and on the other hand, the solutions are contaminated with metal ions used for cementation, which complicates their use in turnover and also leads to loss of thiocarbamide. Sorption recovery of noble metals on activated carbon leads to irreversible losses of thiocarbamide as a result of its adsorption. During the electrochemical extraction of gold and silver from thiocarbamide leaching solutions, anodic oxidation of thiocarbamide occurs.
Известен способ извлечения золота из концентратов, включающий выщелачивание концентратов сернокислыми растворами, содержащими тиокарбамид, в присутствии окислителя - пероксида водорода. Процесс выщелачивания осуществляется в две стадии. Извлечение золота из растворов после выщелачивания проводили в электролизере с пластинчатыми титановыми катодами (извлечение золота в катодный осадок 70-80%). После электролиза золото доизвлекали сорбцией на активном угле (А.Ф.Панченко, В.Я.Бывальцев, В.В.Лодейщиков «Тиокарбамидное выщелачивание золота из сурьмяных концентратов» Цветная металлургия, 1987, №4, с.27-29).A known method of extracting gold from concentrates, including leaching of concentrates with sulfuric solutions containing thiocarbamide, in the presence of an oxidizing agent - hydrogen peroxide. The leaching process is carried out in two stages. Extraction of gold from the solutions after leaching was carried out in an electrolyzer with plate titanium cathodes (extraction of gold in the cathode deposit 70-80%). After electrolysis, gold was recovered by sorption on activated carbon (A.F. Panchenko, V.Ya. Byvaltsev, V.V. Lodeishchikov "Thiocarbamide leaching of gold from antimony concentrates" Non-ferrous metallurgy, 1987, No. 4, p. 27-29).
В работе (Лодейщиков В.В., Шамис Л.А. и др. Исследование кинетики растворения серебра в водных растворах тиомочевины // Известия ВУЗов. Цветная металлургия. 1975. №2. С.77-81) показана возможность извлечения серебра аналогичным образом.The work (Lodeishchikov VV, Shamis L.A. et al. Study of the kinetics of silver dissolution in aqueous solutions of thiourea // Izvestiya VUZov. Non-ferrous metallurgy. 1975. No. 2. P.77-81) the possibility of silver extraction in a similar way is shown .
Основным недостатком рассмотренного способа извлечения золота и серебра из концентратов является многостадийность (две стадии выщелачивания и две стадии извлечения БМ из раствора выщелачивания) и, как следствие, большие объемы перерабатываемых растворов, а также потери тиомочевины на стадиях сорбции и электролиза.The main disadvantage of the considered method for the extraction of gold and silver from concentrates is multi-stage (two stages of leaching and two stages of extracting BM from the leaching solution) and, as a result, large volumes of processed solutions, as well as loss of thiourea at the stages of sorption and electrolysis.
Известен также способ извлечения серебра из флотационных сульфидных концентратов, включающий выщелачивание исходного сырья сернокислым раствором тиокарбамида в присутствии окислителя (кислорода воздуха) при температуре 50-90°С. Концентрация тиокарбамида варьировалась в пределах 60-100 г/л, что примерно соответствует 0,80-1,30 моль/л, концентрация серной кислоты 5-20 г/л (0,05-0,20 моль/л). Отношение концентрата и раствора выщелачивания (Т:Ж) равно 1:3, время выщелачивания составляло около 5 часов. Из раствора выщелачивания, объединенного с промывными водами, серебро осаждали цементацией на алюминиевых или железных пластинах при температуре 80-90°С в течение 2,5-3 часов. В результате получали цементный осадок с содержанием серебра 82-95% (патент РФ №2237092, опубл. 27.09.2004). Данный способ может быть применен также для извлечения золота из концентратов.There is also a method of extracting silver from flotation sulfide concentrates, including leaching the feedstock with a thiocarbamide sulfate solution in the presence of an oxidizing agent (atmospheric oxygen) at a temperature of 50-90 ° C. The concentration of thiocarbamide ranged from 60-100 g / l, which approximately corresponds to 0.80-1.30 mol / l, the concentration of sulfuric acid is 5-20 g / l (0.05-0.20 mol / l). The ratio of the concentrate and the leach solution (T: G) is 1: 3, the leach time was about 5 hours. From a leach solution combined with washings, silver was precipitated by cementation on aluminum or iron plates at a temperature of 80-90 ° C for 2.5-3 hours. The result was a cement slurry with a silver content of 82-95% (RF patent No. 2237092, publ. 09/27/2004). This method can also be used to extract gold from concentrates.
Основным недостатком способа, как отмечалось выше, является возможность разложения тиомочевины на стадии цементации. При проведении укрупненных опытно-промышленных испытаний данного способа было установлено, что потери тиокарбамида на стадии цементации имеют место и при температурах раствора около 90°С. Кроме того, опытным путем установлено, что при извлечения золота из концентратов данным способом на стадии цементации необходимо поддерживать температуру не ниже 95°С, что, в свою очередь, приводит к еще более ощутимым потерям тиокарбамида.The main disadvantage of the method, as noted above, is the possibility of decomposition of thiourea at the stage of cementation. When conducting integrated pilot tests of this method, it was found that the loss of thiocarbamide at the stage of cementation also takes place at solution temperatures of about 90 ° C. In addition, it was experimentally established that when extracting gold from concentrates by this method at the stage of cementation, it is necessary to maintain a temperature of at least 95 ° C, which, in turn, leads to even more noticeable losses of thiocarbamide.
К недостаткам известного способа следует отнести также загрязнение раствора ионами металлов в процессе цементации на алюминиевых или железных пластинах.The disadvantages of this method should also include contamination of the solution with metal ions in the process of cementation on aluminum or iron plates.
В качестве наиболее близкого аналога по технической сущности и назначению выбран способ извлечения золота и серебра из концентратов, включающий выщелачивание золота и серебра кислым тиокарбамидным раствором в присутствии окислителя и последующее извлечение их из растворов выщелачивания, например, цементацией (Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов, Зарубежный опыт, М., Металлургия, 1991, с.197-203).As the closest analogue in terms of technical nature and purpose, a method for extracting gold and silver from concentrates was selected, including leaching of gold and silver with an acid thiocarbamide solution in the presence of an oxidizing agent and their subsequent extraction from leaching solutions, for example, by cementation (Meretukov M.A., Orlov AM Metallurgy of precious metals, Foreign experience, M., Metallurgy, 1991, p.197-203).
Как и в способе по пат. РФ №2237092, недостатками наиболее близкого аналога являются потери тиомочевины на стадии цементации вследствие разложения ее при температурах 90°С и выше, а также загрязнение раствора ионами металлов в процессе цементации на алюминиевых или железных пластинах.As in the method according to US Pat. RF №2237092, the disadvantages of the closest analogue are the loss of thiourea at the stage of cementation due to its decomposition at temperatures of 90 ° C and above, as well as contamination of the solution with metal ions in the process of cementation on aluminum or iron plates.
Задачей изобретения является оптимизация способа извлечения золота и серебра из концентратов за счет снижения расхода тиокарбамида на стадии извлечения благородных металлов из тиокарбамидных растворов выщелачивания и исключения загрязнения раствора ионами посторонних металлов.The objective of the invention is to optimize the method of extracting gold and silver from concentrates by reducing the consumption of thiocarbamide at the stage of extraction of precious metals from thiocarbamide leaching solutions and eliminating contamination of the solution with foreign metal ions.
Поставленная задача решается предлагаемым способом извлечения золота и серебра из концентратов, включающим выщелачивание золота и серебра кислым тиокарбамидным раствором в присутствии окислителя и последующее извлечение их из растворов выщелачивания, в котором в отличие известного способа извлечение золота и серебра из растворов выщелачивания ведут экстракцией с последующей реэкстракцией, причем перед экстракцией в растворы выщелачивания вводят тиоцианат-ионы в количестве, обеспечивающем полноту перевода тиоцианатных комплексов золота и серебра в органическую фазу, в качестве экстрагента используют смесь трибутилфосфата (ТБФ) с дифенилтиокарбамидом (ДФТК) в керосине, а реэкстракцию золота и серебра из органической фазы осуществляют восстановителями, способными в процессе восстановления осаждать благородные металлы.The problem is solved by the proposed method for the extraction of gold and silver from concentrates, including the leaching of gold and silver with an acid thiocarbamide solution in the presence of an oxidizing agent and their subsequent extraction from leaching solutions, in which, in contrast to the known method, the extraction of gold and silver from leaching solutions is carried out by extraction followed by re-extraction, moreover, thiocyanate ions are introduced into the leaching solutions before extraction in an amount ensuring the completeness of the translation of thiocyanate complexes gold and silver into the organic phase, a mixture of tributyl phosphate (TBP) with diphenylthiocarbamide (DTPA) in kerosene is used as an extractant, and gold and silver from the organic phase are reextracted with reducing agents capable of precipitating noble metals in the recovery process.
Способ осуществляют следующим образом. Исходные сульфидный концентрат или концентрат, полученный из техногенных россыпей, содержащие золото и серебро, подвергают выщелачиванию кислым раствором, содержащим 0,8-1,30 моль/л тиокарбамида, в присутствии окислителя. В качестве кислоты может быть использована серная кислота в количестве 0,05-0,2 моль/л или хлористоводородная кислота в количестве 0,1-0,4 моль/л, а в качестве окислителя - такие известные окислители, как, например, персульфат натрия или аммония, перманганат натрия или калия, соли трехвалентного железа (хлорид или сульфат) диоксид марганца, пероксид водорода и другие.The method is as follows. The initial sulfide concentrate or concentrate obtained from man-made placers containing gold and silver is leached with an acidic solution containing 0.8-1.30 mol / L thiocarbamide in the presence of an oxidizing agent. Sulfuric acid in an amount of 0.05-0.2 mol / L or hydrochloric acid in an amount of 0.1-0.4 mol / L can be used as an acid, and known oxidizing agents such as persulfate can be used as an oxidizing agent. sodium or ammonium, sodium or potassium permanganate, ferric salts (chloride or sulfate) manganese dioxide, hydrogen peroxide and others.
В частном случае осуществления изобретения выщелачивание ведут с использованием в качестве окислителя хлорида или сульфата трехвалентного железа в количестве 0,07 моль/л.In the particular case of the invention, leaching is carried out using ferric chloride or sulfate in an amount of 0.07 mol / l.
Выщелачивание ведут при отношении массы концентрата и выщелачивающего раствора (Т:Ж), равном 1:3, примерно около пяти часов. По окончании процесса выщелачивания пульпу фильтруют.Leaching is carried out with the ratio of the mass of the concentrate and the leaching solution (T: G) equal to 1: 3, about five hours. At the end of the leaching process, the pulp is filtered.
Образовавшийся осадок (кек) промывают сначала раствором, содержащим исходные концентрации кислоты и тиокарбамида, а затем водой при отношении массы осадка и промывных растворов, равном 1:1, на каждой стадии промывки.The resulting precipitate (cake) is washed first with a solution containing the initial concentration of acid and thiocarbamide, and then with water at a ratio of the mass of the precipitate and the washing solutions equal to 1: 1 at each washing stage.
В дальнейшем для промывки кека могут быть использованы оборотные растворы.Subsequently, circulating solutions can be used to rinse the cake.
Перед экстракцией в раствор выщелачивания вводят тиоцианат-ионы в виде тиоцианатов щелочных металлов, предпочтительно калия, натрия или аммония, в количестве 0,3-0,5 молей на литр раствора, после чего раствор выщелачивания направляют на стадию экстракции.Before extraction, thiocyanate ions are introduced into the leach solution in the form of alkali metal thiocyanates, preferably potassium, sodium or ammonium, in an amount of 0.3-0.5 moles per liter of solution, after which the leach solution is sent to the extraction stage.
Выбор концентрации тиоцианат-ионов в интервале 0,3-0,5 моль/л обеспечивает высокие показатели экстракции золота и серебра. Повышение концентрации тиоцианат-ионов выше 0,5 моль/л нецелесообразно, т.к. влечет за собой повышение расхода реагентов, но не приводит к повышению степени извлечения благородных металлов в экстракт. Снижение концентрации тиоцианат-ионов ниже 0,3 моль/л приводит к снижению степени извлечения золота и серебра в экстракт. Так, на примере тиоцианата аммония показано, что при концентрации, равной 0,15 моль/л, извлечение серебра экстрагентом состава 0,022 ДФТК и 1,82 ТБФ (моль/л) при отношении органической и водной фаз (О:В)=1:2 составляет всего 52%, а при более низких концентрациях тиоцианата аммония золото и серебро перестают экстрагироваться.The choice of the concentration of thiocyanate ions in the range of 0.3-0.5 mol / l provides high rates of extraction of gold and silver. An increase in the concentration of thiocyanate ions above 0.5 mol / L is impractical, because entails an increase in the consumption of reagents, but does not lead to an increase in the degree of extraction of precious metals in the extract. A decrease in the concentration of thiocyanate ions below 0.3 mol / L leads to a decrease in the degree of extraction of gold and silver in the extract. So, using ammonium thiocyanate as an example, it is shown that at a concentration of 0.15 mol / L, silver is extracted with an extractant of 0.022 DFTK and 1.82 TBP (mol / L) with a ratio of organic and aqueous phases (O: B) = 1: 2 is only 52%, and at lower concentrations of ammonium thiocyanate, gold and silver cease to be extracted.
В результате проведенных экспериментальных исследований установлено, что тиоцианатные комплексы золота и серебра переходят из раствора выщелачивания в экстракт с высокой степенью извлечения, при этом весь тиокарбомид остается в растворе выщелачивания.As a result of experimental studies, it was found that the thiocyanate complexes of gold and silver pass from the leach solution to the extract with a high degree of extraction, while all thiocarbomide remains in the leach solution.
Кроме того, в предлагаемом способе благодаря извлечению золота и серебра из раствора выщелачивания экстракцией исключается возможность загрязнения экстракта ионами других металлов в отличие от известного способа, в котором золото и серебро извлекают цементацией на металлических пластинах.In addition, in the proposed method, due to the extraction of gold and silver from the leach solution by extraction, the possibility of contamination of the extract with ions of other metals is excluded, in contrast to the known method in which gold and silver are extracted by cementation on metal plates.
В качестве экстрагента используют смесь, содержащую 1,5-2,0 моль/л трибутилфосфата (ТБФ) и 0,015-0,022 моль/л дифенилтиокарбамида (ДФТК) в керосине.A mixture containing 1.5-2.0 mol / L tributyl phosphate (TBP) and 0.015-0.022 mol / L diphenylthiocarbamide (DTPA) in kerosene is used as an extractant.
Опытным путем показано, что указанное соотношение ТБФ и ДФТК в керосине обеспечивает высокий коэффициент распределения золота и серебра в процессе экстракции и, соответственно, полноту перевода тиоцианатных комплексов золота и серебра в органическую фазу.It has been experimentally shown that the indicated ratio of TBP and DFTK in kerosene provides a high distribution coefficient of gold and silver during the extraction process and, accordingly, the completeness of the conversion of gold and silver thiocyanate complexes to the organic phase.
Повышение концентрации ТБФ выше 2,0 моль/л нецелесообразно, т.к. влечет за собой дополнительные затраты, но не приводит к повышению извлечения благородных металлов. Снижение концентрации ТБФ ниже 1,5 моль/л приводит к уменьшению растворимости ДФТК и, соответственно, к уменьшению степени извлечения благородных металлов.An increase in the concentration of TBP above 2.0 mol / L is impractical because entails additional costs, but does not lead to increased recovery of precious metals. A decrease in the concentration of TBP below 1.5 mol / L leads to a decrease in the solubility of DPTK and, accordingly, to a decrease in the degree of extraction of precious metals.
Верхний предел концентрации ДФТК - 0,022 моль/л - обусловлен его растворимостью. Использование для экстракции растворов с концентрацией ДФТК ниже 0,015 моль/л приводит к существенному снижению извлечения благородных металлов в органическую фазу.The upper limit of the concentration of DFTK - 0.022 mol / L - is due to its solubility. The use for extraction of solutions with a concentration of DFTK below 0.015 mol / L leads to a significant decrease in the recovery of noble metals in the organic phase.
Экстракцию осуществляют при оптимальном отношении органической и водной фаз, определяемом с учетом достижения достаточно высоких показателей извлечения благородных металлов и рационального расхода реагентов. В общем случае осуществления изобретения отношение О:В может быть равно 1:(1-6).The extraction is carried out with the optimal ratio of organic and aqueous phases, determined taking into account the achievement of a sufficiently high rate of extraction of precious metals and rational consumption of reagents. In the general case of the invention, the O: B ratio may be 1: (1-6).
Предлагаемые условия экстракции золота и серебра в сочетании с введением тиоцианат-ионов в растворы выщелачивания перед экстракцией обеспечивают высокие показатели извлечения благородных металлов в органическую фазу. Образовавшаяся после разделения фаз водная фаза, содержащая тиокарбамид, может быть направлена в оборот на стадию выщелачивания или промывки кека.The proposed conditions for the extraction of gold and silver in combination with the introduction of thiocyanate ions into leaching solutions before extraction provide high rates of extraction of precious metals in the organic phase. The aqueous phase containing thiocarbamide formed after phase separation can be recycled to the leaching or washing of the cake.
Последующую реэкстракцию золота и серебра из органической фазы осуществляют с помощью известных восстановителей, которые в процессе восстановления осаждают благородные металлы.Subsequent re-extraction of gold and silver from the organic phase is carried out using known reducing agents, which in the recovery process precipitate noble metals.
Указанным требованиям отвечают такие сильные восстановители, как гидриды и борогидриды щелочных металлов.Strong reductants such as alkali metal hydrides and borohydrides meet these requirements.
Для извлечения золота могут быть использованы и другие известные осадители, например щавелевая кислота, гидрохинон, нитрит натрия, формальдегид, соли гидразина и другие (Р.Паддефет. «Химия золота». М.: Мир, 1982. 259 с). Следует отметить, что для осаждения золота не могут быть применены восстановители, использование которых приводит к образованию коллоидных растворов золота (золей), в частности хлорид олова (SnCl2).For the extraction of gold, other known precipitants can be used, for example, oxalic acid, hydroquinone, sodium nitrite, formaldehyde, hydrazine salts and others (R. Paddefet. "Chemistry of gold". M: Mir, 1982. 259 p). It should be noted that reducing agents cannot be used to precipitate gold, the use of which leads to the formation of colloidal solutions of gold (sols), in particular tin chloride (SnCl 2 ).
Осаждение серебра из органической фазы проходит наиболее эффективно при использовании борогидрида натрия.Precipitation of silver from the organic phase is most effective when using sodium borohydride.
Осажденные золото и серебро отфильтровывают из полученной смеси, получая в результате целевой продукт в виде порошка.Precipitated gold and silver are filtered off from the resulting mixture, resulting in the target product in the form of a powder.
При этом экстрагент не разрушается и не теряет способности экстрагировать благородные металлы, что позволяет использовать его после разделения фаз в обороте для последующих экстракций.In this case, the extractant does not collapse and does not lose the ability to extract precious metals, which allows it to be used after phase separation in circulation for subsequent extraction.
В случае извлечения золота и серебра из техногенных концентратов, которые содержат ртуть, при выщелачивании вместе с благородными металлами в раствор выщелачивания практически полностью переходит и ртуть. Ртуть также соэкстрагируется вместе с золотом и серебром и осаждается из экстракта подходящим восстановителем, например борогидридом натрия. Далее из полученного межфазного осадка ртуть отделяют от золота и серебра известными методами, в частности, путем промывания осадка благородных металлов азотной кислотой.In the case of extraction of gold and silver from technogenic concentrates that contain mercury, when leaching together with noble metals, mercury is almost completely transferred to the leaching solution. Mercury is also coextracted with gold and silver and precipitated from the extract with a suitable reducing agent, for example sodium borohydride. Further, from the obtained interphase precipitate, mercury is separated from gold and silver by known methods, in particular, by washing the precipitate of noble metals with nitric acid.
Таким образом, заявляемый способ обеспечивает достижение технического результата, заключающегося в существенном снижении расхода тиокарбамида за счет снижения его потерь на стадии извлечения благородных металлов из раствора выщелачивания экстракцией и исключении загрязнения раствора ионами посторонних металлов, что в совокупности с сокращением расхода электроэнергии (за счет отказа от цементации) и возможностью использования реагентов в обороте способствует оптимизации всего гидрометаллургического процесса переработки золото- и серебросодержащего минерального сырья в целом.Thus, the claimed method ensures the achievement of a technical result, which consists in a significant reduction in the consumption of thiocarbamide by reducing its losses at the stage of extraction of precious metals from the leach solution by extraction and eliminating contamination of the solution with ions of foreign metals, which together with a reduction in energy consumption (due to the rejection of cementation) and the possibility of using reagents in circulation helps to optimize the entire hydrometallurgical process of gold- and silver-containing mineral raw materials in general.
Возможность осуществления изобретения с достижением указанного технического результата подтверждается примерами, в которых извлечение серебра осуществляли из сульфидного концентрата Приморской горнорудной компании «Восток», а золота - из концентрата, полученного из техногенных россыпей Фадеевского рудно-россыпного узла Приморского края.The possibility of carrying out the invention with the achievement of the indicated technical result is confirmed by examples in which silver was extracted from the sulfide concentrate of the Vostok Primorsky Ore Mining Company, and gold from the concentrate obtained from man-made placers of the Fadeevsky ore-placer cluster in the Primorsky Territory.
Для всех примеров рассчитывали сквозное извлечение золота и серебра, определяемое как произведение степени извлечения БМ в раствор выщелачивания и степени извлечения БМ в органическую фазу, а также потери тиокарбамида как разность его содержания в растворе выщелачивания до и после извлечения благородного металла из раствора выщелачивания экстракцией (по заявляемому способу) или цементацией (по известному способу).For all examples, the through recovery of gold and silver was calculated, defined as the product of the degree of extraction of BM in the leaching solution and the degree of extraction of BM in the organic phase, as well as the loss of thiocarbamide as the difference in its content in the leaching solution before and after extraction of the noble metal from the leaching solution by extraction (by the claimed method) or cementation (by a known method).
Условия выполнения примеров по предлагаемому способу и их результаты сведены в таблицу, в которой примеры 1-11 относятся к извлечению серебра, 12-23 - к извлечению золота.The conditions for the implementation of examples of the proposed method and their results are summarized in a table in which examples 1-11 relate to the extraction of silver, 12-23 - to the extraction of gold.
Полученные экспериментальные данные наглядно показывают, что при сопоставимых показателях извлечения золота и серебра из концентратов для известного и заявляемого способов потери тиокарбамида на стадии их извлечения из раствора выщелачивания по заявляемому способу по меньшей мере в 6 раз ниже, чем по известному способу.The obtained experimental data clearly show that with comparable indicators of the extraction of gold and silver from concentrates for the known and proposed methods for the loss of thiocarbamide at the stage of their extraction from the leach solution by the present method is at least 6 times lower than by the known method.
Пример 1. 100 кг флотационного серебряного сульфидного концентрата выщелачивают 300 л раствора, содержащего 1,30 моль/л тиокарбамида, 0,1 моль/л серной кислоты, в присутствии окислителя - ионов трехвалентного железа (сульфата железа) в концентрации 0,07 моль/л, при массовом отношении концентрата и раствора выщелачивания, равном 1:3, в течение пяти часов. Пульпу фильтруют. Кек дважды промывают, сначала исходным раствором, затем водой, при массовом отношении кека и промывного раствора оба раза, равном 1:1. Получено 480 л объединенного с промывными водами раствора, с содержанием серебра 0,330 моль/л; извлечение серебра в раствор выщелачивания составило 98,9%. Пульпу фильтруют. В раствор добавляют тиоцианат аммония 0,5 моль/л и направляют на стадию экстракции. В качестве экстрагента используют раствор в керосине смеси ТБФ (1,82 моль/л) и ДФТК (0,022 моль/л). Экстракцию осуществляют при О:В=1:5. Степень извлечения серебра в органическую фазу 84%. После разделения фаз водную фазу направляют в оборот на повторное выщелачивание. Из органической фазы серебро реэкстрагируют (осаждают) водным раствором 0,5 моль/л борогидрида натрия. Полученную смесь фильтруют и получают в результате серебро в виде порошка. Сквозное выделение серебра 83,1%, потери тиокарбамида 4,50%.Example 1. 100 kg of flotation silver sulfide concentrate leach 300 l of a solution containing 1.30 mol / l of thiocarbamide, 0.1 mol / l of sulfuric acid, in the presence of an oxidizing agent - ferric ions (iron sulfate) at a concentration of 0.07 mol / l, with a mass ratio of concentrate and leach solution equal to 1: 3, for five hours. The pulp is filtered. The cake is washed twice, first with the initial solution, then with water, with a mass ratio of cake and the washing solution both times equal to 1: 1. Received 480 l of a solution combined with wash water with a silver content of 0.330 mol / l; the recovery of silver in the leach solution was 98.9%. The pulp is filtered. Ammonium thiocyanate 0.5 mol / L is added to the solution and sent to the extraction step. As an extractant, a solution in kerosene of a mixture of TBP (1.82 mol / L) and DPTK (0.022 mol / L) is used. The extraction is carried out at O: B = 1: 5. The degree of extraction of silver in the organic phase is 84%. After phase separation, the aqueous phase is sent to the circulation for re-leaching. From the organic phase, silver is re-extracted (precipitated) with an aqueous solution of 0.5 mol / L sodium borohydride. The resulting mixture was filtered and silver was obtained as a powder. End-to-end silver release 83.1%, thiocarbamide loss 4.50%.
Пример 2. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: отношение О:В составляет 1:1. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 98,8%; степень извлечения серебра в органическую фазу 91,40%; сквозное извлечение серебра 90,35%; потери тиокарбамида 4,83%.Example 2. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, with the exception of the following indicators: the ratio O: B is 1: 1. The recovery of silver in the leach solution is 98.8%; the degree of extraction of silver in the organic phase 91.40%; end-to-end silver recovery 90.35%; thiocarbamide loss of 4.83%.
Пример 3. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: отношение О:В=1:2. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения серебра в органическую фазу 86,11%; сквозное извлечение серебра 85,16%, потери тиокарбамида 4,39%.Example 3. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, with the exception of the following indicators: ratio O: B = 1: 2. The recovery of silver in the leach solution is 98.9%; the degree of extraction of silver in the organic phase 86.11%; end-to-end silver recovery 85.16%, thiocarbamide loss 4.39%.
Пример 4. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: в качестве тиоцианат-ионов вводят NaCNS в концентрации 0,3 моль/л. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 93,0%; степень извлечения серебра в органическую фазу 84,25%; сквозное извлечение серебра 78,37%, потери тиокарбамида 4,61%.Example 4. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, with the exception of the following indicators: NaCNS at a concentration of 0.3 mol / L is introduced as thiocyanate ions. The recovery of silver in the leach solution is 93.0%; the degree of extraction of silver in the organic phase 84.25%; end-to-end silver recovery of 78.37%; loss of thiocarbamide 4.61%.
Пример 5. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: отношение О:В=1:10. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения серебра в органическую фазу 22,45%; сквозное извлечение серебра 22,20%, потери тиокарбамида 4,80%. Низкое извлечение серебра в органическую фазу связано отношением О:В, значительно выходящим за пределы оптимальных отношений 1:(1-6).Example 5. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: ratio O: B = 1: 10. The recovery of silver in the leach solution is 98.9%; the degree of extraction of silver in the organic phase 22.45%; end-to-end silver recovery of 22.20%; loss of thiocarbamide 4.80%. The low silver recovery in the organic phase is due to the O: B ratio, which is significantly outside the optimal 1: (1-6) ratios.
Пример 6. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: экстрагент 1,82 моль/л ТБФ и 0,007 моль/л ДФТК. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 95,0%; степень извлечения серебра в органическую фазу 26,10%; сквозное извлечение серебра 24,79%, потери тиокарбамида 4,55%. Низкое извлечение серебра в органическую фазу связано с количеством в экстракте ДФТК, существенно меньшим, чем значение нижнего предела 0,015 моль/л.Example 6. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: extractant 1.82 mol / l TBP and 0.007 mol / l DFTK. The recovery of silver in the leach solution is 95.0%; the degree of extraction of silver in the organic phase 26.10%; end-to-end silver recovery of 24.79%; thiocarbamide loss of 4.55%. The low silver recovery in the organic phase is associated with the amount of DFTK in the extract, significantly less than the lower limit of 0.015 mol / L.
Пример 7. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: экстрагент 1,82 моль/л ТБФ и 0,015 моль/л ДФТК. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 98,7%; степень извлечения серебра в органическую фазу 81,65%; сквозное извлечение серебра 80,57%, потери тиокарбамида 4,13%.Example 7. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: extractant 1.82 mol / l TBP and 0.015 mol / l DFTK. The recovery of silver in the leach solution is 98.7%; the degree of extraction of silver in the organic phase 81.65%; end-to-end silver recovery of 80.57%; loss of thiocarbamide 4.13%.
Пример 8. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: экстрагент 0,91 моль/л ТБФ и 0,010 моль/л ДФТК. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения серебра в органическую фазу 19,78%; сквозное извлечение серебра 19,57%, потери тиокарбамида 4,84%. Низкое извлечение серебра в органическую фазу связано с количествами в экстракте ТБФ и ДФТК, меньшими, чем их значения нижних оптимальных пределов.Example 8. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: extractant 0.91 mol / l TBP and 0.010 mol / l DFTK. The recovery of silver in the leach solution is 98.9%; the degree of extraction of silver in the organic phase of 19.78%; end-to-end silver recovery of 19.57%; loss of thiocarbamide 4.84%. The low silver recovery in the organic phase is associated with amounts of TBP and DFTK in the extract that are less than their lower optimum limits.
Пример 9. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: экстрагент 1,50 моль/л ТБФ и 0,022 моль/л ДФТК, в качестве тиоцианат-ионов вводят KCNS в концентрации 0,5 моль/л. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 95,2%; степень извлечения серебра в органическую фазу 84,27%; сквозное извлечение серебра 80,19%, потери тиокарбамида 4,32%.Example 9. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and re-extraction of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: extractant 1.50 mol / l TBP and 0.022 mol / l DFTK, KCNS is introduced in the concentration of 0.5 mol as thiocyanate ions / l The recovery of silver in the leach solution is 95.2%; the degree of extraction of silver in the organic phase 84,27%; end-to-end silver recovery of 80.19%; loss of thiocarbamide 4.32%.
Пример 10. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: экстрагент 2,5 моль/л ТБФ и 0,022 моль/л ДФТК. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 94,8%; степень извлечения серебра в органическую фазу 86,67%; сквозное извлечение серебра 82,19%; потери тиокарбамида 4,30%. Увеличение концентрации ТБФ в составе экстрагента выше, чем граничное значение оптимального интервала (2,0 моль/л), практически не приводит к заметному повышению извлечения серебра из раствора выщелачивания при экстракции, в связи с чем нецелесообразно.Example 10. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: extractant 2.5 mol / l TBP and 0.022 mol / l DFTK. The recovery of silver in the leach solution is 94.8%; the degree of extraction of silver in the organic phase 86.67%; end-to-end silver recovery 82.19%; thiocarbamide loss of 4.30%. An increase in the concentration of TBP in the composition of the extractant is higher than the boundary value of the optimal interval (2.0 mol / L), practically does not lead to a noticeable increase in the extraction of silver from the leach solution during extraction, which is impractical.
Пример 11. Выщелачивание серебряного сульфидного концентрата, экстракцию и реэкстракцию серебра осуществляют аналогично примеру 1, за исключением следующих показателей: экстрагент 2,0 моль/л ТБФ и 0,022 моль/л ДФТК; О:В=1:6. Извлечение серебра в раствор выщелачивания составляет 95,1%; степень извлечения серебра в органическую фазу 86,20%; сквозное извлечение серебра 82,00%; потери тиокарбамида 4,53%.Example 11. The leaching of silver sulfide concentrate, the extraction and stripping of silver is carried out analogously to example 1, except for the following indicators: extractant 2.0 mol / l TBP and 0.022 mol / l DFTK; O: B = 1: 6. The recovery of silver in the leach solution is 95.1%; the degree of extraction of silver in the organic phase 86.20%; end-to-end silver recovery 82.00%; loss of thiocarbamide 4.53%.
Пример 12. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 1. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 97,2%; степень извлечения золота в органическую фазу 90,0%; сквозное извлечение золота 87,5%, потери тиокарбамида 4,20%.Example 12. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 1. The extraction of gold in the leaching solution is 97.2%; the degree of extraction of gold in the organic phase of 90.0%; end-to-end gold recovery of 87.5%; loss of thiocarbamide 4.20%.
Пример 13. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 2. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения золота в органическую фазу 99,12%; сквозное извлечение золота 98,03%, потери тиокарбамида 4,75%.Example 13. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 2. The extraction of gold in the leaching solution is 98.9%; the degree of extraction of gold in the organic phase of 99.12%; end-to-end gold recovery 98.03%; loss of thiocarbamide 4.75%.
Пример 14. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 3. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения золота в органическую фазу 95,39%; сквозное извлечение золота 94,34%, потери тиокарбамида 4,20%.Example 14. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 3. The extraction of gold in the leaching solution is 98.9%; the degree of extraction of gold in the organic phase 95.39%; end-to-end gold recovery 94.34%, thiocarbamide loss 4.20%.
Пример 15. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 4. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 96,7%; степень извлечения золота в органическую фазу 89,67%; сквозное извлечение золота 86,71%, потери тиокарбамида 4,65%.Example 15. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 4. The extraction of gold in the leaching solution is 96.7%; the degree of extraction of gold in the organic phase 89.67%; end-to-end gold recovery 86.71%; loss of thiocarbamide 4.65%.
Пример 16. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 5. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения золота в органическую фазу 41,18%; сквозное извлечение золота 40,72%, потери тиокарбамида 4,75%. Низкое извлечение золота в органическую фазу связано с отношением О:В=(1:10), значительно выходящим за пределы оптимальных отношений 1:(1-6).Example 16. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 5. The extraction of gold into the leaching solution is 98.9%; the degree of extraction of gold in the organic phase 41.18%; end-to-end gold recovery of 40.72%; loss of thiocarbamide 4.75%. The low recovery of gold in the organic phase is associated with the ratio O: B = (1:10), which significantly goes beyond the optimal ratios 1: (1-6).
Пример 17. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 6. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 95,6%; степень извлечения золота в органическую фазу 31,84%; сквозное извлечение золота 30,43%; потери тиокарбамида 4,47%. Низкое извлечение золота в органическую фазу связано с количеством в экстракте ДФТК, существенно меньшим (0,007 моль/л), чем значение нижнего предела - 0,015 моль/л.Example 17. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction, and stripping — is carried out analogously to example 6. The extraction of gold into the leaching solution is 95.6%; the degree of extraction of gold in the organic phase of 31.84%; end-to-end gold recovery of 30.43%; loss of thiocarbamide 4.47%. The low extraction of gold into the organic phase is associated with the amount of DFTK in the extract, significantly lower (0.007 mol / L) than the lower limit value - 0.015 mol / L.
Пример 18. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 7. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 98,7%; степень извлечения золота в органическую фазу 85,33%; сквозное извлечение золота 84,21%, потери тиокарбамида 4,23%.Example 18. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction, and stripping — is carried out analogously to example 7. The extraction of gold into the leaching solution is 98.7%; the degree of extraction of gold in the organic phase of 85.33%; through recovery of gold 84.21%, loss of thiocarbamide 4.23%.
Пример 19. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 8. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 98,9%; степень извлечения золота в органическую фазу 24,31%; сквозное извлечение золота 24,04%; потери тиокарбамида 4,94%. Низкое извлечение золота в органическую фазу связано с количествами в экстракте ТБФ и ДФТК, меньшими, чем их значения нижних оптимальных пределов.Example 19. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 8. The extraction of gold in the leaching solution is 98.9%; the degree of extraction of gold in the organic phase of 24.31%; end-to-end gold recovery 24.04%; loss of thiocarbamide 4.94%. The low recovery of gold in the organic phase is associated with amounts of TBP and DFTK in the extract that are less than their lower optimum limits.
Пример 20. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 9. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 98,2%; степень извлечения золота в органическую фазу 88,73%; сквозное извлечение золота 87,11%; потери тиокарбамида 4,42%.Example 20. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 9. The extraction of gold into the leaching solution is 98.2%; the degree of extraction of gold in the organic phase 88,73%; end-to-end gold recovery 87.11%; loss of thiocarbamide 4.42%.
Пример 21. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 10. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 97,6%; степень извлечения золота в органическую фазу 91,40%; сквозное извлечение золота 89,23%; потери тиокарбамида 4,30%. Увеличение концентрации ТБФ в составе экстрагента выше, чем граничное значение оптимального интервала (2,0 моль/л), практически не приводит к заметному повышению извлечения золота из раствора выщелачивания при экстракции, в связи с чем нецелесообразно.Example 21. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 10. The extraction of gold into the leaching solution is 97.6%; the degree of extraction of gold in the organic phase 91.40%; end-to-end gold recovery 89.23%; thiocarbamide loss of 4.30%. An increase in the concentration of TBP in the composition of the extractant is higher than the boundary value of the optimal interval (2.0 mol / L), practically does not lead to a noticeable increase in the recovery of gold from the leach solution during extraction, which is impractical.
Пример 22. Извлечение золота из концентрата - выщелачивание, экстракцию и реэкстракцию - осуществляют аналогично примеру 11. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет 94,4%; степень извлечения золота в органическую фазу 91,30%; сквозное извлечение золота 86,20%; потери тиокарбамида 4,36%.Example 22. The extraction of gold from the concentrate — leaching, extraction and stripping — is carried out analogously to example 11. The extraction of gold into the leaching solution is 94.4%; the degree of extraction of gold in the organic phase 91.30%; end-to-end gold recovery 86.20%; thiocarbamide loss 4.36%.
Пример 23. Осуществление изобретения с использованием оборотного раствора, полученного после осаждения золота согласно примеру 12.Example 23. The implementation of the invention using a circulating solution obtained after the deposition of gold according to example 12.
Золотосодержащий концентрат заливают тиокарбамидно-тиоцианатным оборотным раствором с содержанием золота 5,7·10-5 моль/л и проводят выщелачивание, промывку и выделение золота по условиям примера 12. Извлечение золота на стадии выщелачивания составило 97,6%; степень извлечения золота в органическую фазу 94,85%; сквозное извлечение золота 92,63%; потери тиокарбамида 4,9%.The gold-containing concentrate is poured with a thiocarbamide-thiocyanate working solution with a gold content of 5.7 · 10 -5 mol / L and the gold is leached, washed and separated according to the conditions of Example 12. The gold recovery at the leaching stage was 97.6%; the degree of extraction of gold in the organic phase 94.85%; end-to-end gold recovery 92.63%; loss of thiocarbamide 4.9%.
Пример 24. (Извлечение серебра по способу-прототипу)Example 24. (Extraction of silver according to the prototype method)
100 кг флотационного сульфидного концентрата, содержащего серебро, выщелачивают 300 л раствора, содержащего 1,30 моль/л (~100 г/л) тиокарбамида, 0,1 моль/л серной кислоты, в присутствии окислителя, при температуре 60°С и массовом отношении концентрата с раствором выщелачивания, равном 1:3, в течение пяти часов. Пульпу фильтруют. Кек дважды промывают, сначала исходным раствором, затем водой, при массовом отношении кека и промывного раствора оба раза, равном 1:1. Получено 480 л объединенного раствора с содержанием серебра 0,328 моль/л, извлечение серебра в раствор составило 97,8%. Из раствора выщелачивания, объединенного с промывными водами, серебро осаждали цементацией на железных пластинах при температуре 90°С в течение 3 часов. За это время серебро осаждается из раствора с выходом 95%. Остаточное содержание серебра в растворе 0,0016 моль/л; содержание серебра в осадке 82%. Сквозное извлечение серебра из концентрата 80,2%. После цементации концентрация тиокарбамида в оборотном растворе 0,60 моль/л (45,6 г/л). Потери тиокарбамида на стадии цементации составляют 27,2%.100 kg of flotation sulfide concentrate containing silver are leached with 300 l of a solution containing 1.30 mol / l (~ 100 g / l) of thiocarbamide, 0.1 mol / l of sulfuric acid, in the presence of an oxidizing agent, at a temperature of 60 ° C and mass the ratio of the concentrate with a leach solution equal to 1: 3 for five hours. The pulp is filtered. The cake is washed twice, first with the initial solution, then with water, with a mass ratio of cake and the washing solution both times equal to 1: 1. Received 480 l of a combined solution with a silver content of 0.328 mol / l, the extraction of silver in the solution was 97.8%. From a leach solution combined with washings, silver was precipitated by cementation on iron plates at a temperature of 90 ° C 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 0.0016 mol / l; the silver content in the precipitate is 82%. Through recovery of silver from a concentrate of 80.2%. After cementation, the concentration of thiocarbamide in the circulating solution is 0.60 mol / L (45.6 g / L). The loss of thiocarbamide at the stage of cementation is 27.2%.
Пример 25. (Извлечение золота по способу-прототипу)Example 25. (Gold extraction by the prototype method)
1 кг концентрата, содержащего золото, выщелачивают 3 л раствора, содержащего 1,30 моль/л тиокарбамида, 0,1 моль/л серной кислоты, в присутствии окислителя, при комнатной температуре и отношении Т:Ж=1:3 в течение пяти часов. Пульпу фильтруют. Кек дважды промывают, сначала исходным раствором, затем водой, оба раза при Т:Ж=1:1. Получено 4,8 л объединенного раствора с содержанием золота 8,4*10-4 моль/л. Извлечение золота в раствор составило 97,1%. Из раствора выщелачивания, объединенного с промводами, золото осаждают цементацией на железных пластинах при температуре 90°С в течение 3 часов. За это время золото осаждается из раствора с выходом 55%. Дополнительное нагревание раствора до 95°С позволяет увеличить степень осаждения золота до 95,0%. Сквозное извлечение золота из концентрата 92,2%. После цементации концентрация тиокарбамида в оборотном растворе 0,60 моль/л (45,6 г/л). Потери тиокарбамида 26,7%.1 kg of gold-containing concentrate is leached with 3 L of a solution containing 1.30 mol / L of thiocarbamide, 0.1 mol / L of sulfuric acid, in the presence of an oxidizing agent, at room temperature and T: W = 1: 3 for five hours . The pulp is filtered. The cake is washed twice, first with a stock solution, then with water, both times at T: W = 1: 1. Received 4.8 l of a combined solution with a gold content of 8.4 * 10 -4 mol / L. Gold recovery in solution was 97.1%. From a leach solution combined with promoids, gold is precipitated by cementation on iron plates at a temperature of 90 ° C for 3 hours. During this time, gold is precipitated from the solution with a yield of 55%. Additional heating of the solution to 95 ° C allows you to increase the degree of deposition of gold to 95.0%. Through recovery of gold from concentrate 92.2%. After cementation, the concentration of thiocarbamide in the circulating solution is 0.60 mol / L (45.6 g / L). Loss of thiocarbamide 26.7%.
Claims (9)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007126511/02A RU2351666C1 (en) | 2007-07-11 | 2007-07-11 | Method of gold and silver recovery from concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007126511/02A RU2351666C1 (en) | 2007-07-11 | 2007-07-11 | Method of gold and silver recovery from concentrates |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2351666C1 true RU2351666C1 (en) | 2009-04-10 |
Family
ID=41014916
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007126511/02A RU2351666C1 (en) | 2007-07-11 | 2007-07-11 | Method of gold and silver recovery from concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2351666C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2607285C1 (en) * | 2015-08-17 | 2017-01-10 | Лидия Алексеевна Воропанова | Extraction of silver ions from hydrochloric acid solutions with tributyl phosphate |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0089184A1 (en) * | 1982-03-11 | 1983-09-21 | Inco Limited | Process for the recovery of silver from metallurgical intermediates |
| US4552589A (en) * | 1984-01-27 | 1985-11-12 | Getty Oil Company | Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation |
| 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 |
| RU2192488C2 (en) * | 2000-12-13 | 2002-11-10 | Акционерное общество открытого типа "Челябинский электролитный цинковый завод" | Method of processing zinc cakes |
| RU2237092C1 (en) * | 2003-02-19 | 2004-09-27 | Институт химии Дальневосточного отделения РАН (статус государственного учреждения) | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates |
-
2007
- 2007-07-11 RU RU2007126511/02A patent/RU2351666C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0089184A1 (en) * | 1982-03-11 | 1983-09-21 | Inco Limited | Process for the recovery of silver from metallurgical intermediates |
| US4552589A (en) * | 1984-01-27 | 1985-11-12 | Getty Oil Company | Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation |
| 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 |
| RU2192488C2 (en) * | 2000-12-13 | 2002-11-10 | Акционерное общество открытого типа "Челябинский электролитный цинковый завод" | Method of processing zinc cakes |
| RU2237092C1 (en) * | 2003-02-19 | 2004-09-27 | Институт химии Дальневосточного отделения РАН (статус государственного учреждения) | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| МЕРЕТУКОВ М.А., ОРЛОВ A.M. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1991, с.197-203. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2607285C1 (en) * | 2015-08-17 | 2017-01-10 | Лидия Алексеевна Воропанова | Extraction of silver ions from hydrochloric acid solutions with tributyl phosphate |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US11814698B2 (en) | Methods for simultaneous leaching and extraction of precious metals | |
| CN103966450B (en) | A kind of full-wet process for pre-treating of copper anode mud | |
| JP4642796B2 (en) | Gold leaching method | |
| CN101876005B (en) | Method for extracting gold from refractory sulfide ore gold concentrate by two-stage pressurized oxygen leaching | |
| CN107460324B (en) | A kind of method that silver anode slime control current potential prepares four or nine gold medals | |
| CN106065434B (en) | A kind of method of the direct purifying gold of wet method synthetical recovery silver anode slime | |
| CN105543485A (en) | Method for separating and recovering valuable metals from copper anode slime | |
| EP1966401A1 (en) | Method for recovering rare metals in a zinc leaching process | |
| CN102242260A (en) | Method for leaching gold from refractory gold sulfide concentrate by using alkaline thiocyanate solution under oxygen pressure | |
| CN103343224A (en) | Method for quickly extracting gold from gold-containing material | |
| Jung et al. | Processing of high purity gold from scraps using diethylene glycol di-N-butyl ether (dibutyl carbitol) | |
| JP5667111B2 (en) | Method for recovering gold in dilute gold solution | |
| CN102943180A (en) | Method for recycling gold and silver from silver separating residues of copper anode slime | |
| CA3028584A1 (en) | Methods, materials and techniques for precious metal recovery | |
| RU2351666C1 (en) | Method of gold and silver recovery from concentrates | |
| JP2009209421A (en) | Method for producing high purity silver | |
| JP2003105456A (en) | Silver production method | |
| US9410224B2 (en) | Pre-treatment for conventional cyanidation for silver recovering from manganese-argentiferous ores containing occluded silver | |
| US20170044644A1 (en) | Process of extracting gold and silver from ores and mining by-products | |
| CN116904738A (en) | A method to improve the direct recovery rate of rare precious metals in platinum and palladium enriched slag | |
| CN104263941B (en) | A kind of technique of comprehensively recovering valuable metal from electroplating sludge | |
| JP7247050B2 (en) | Method for treating selenosulfuric acid solution | |
| JP6750454B2 (en) | Method for removing impurities from bismuth electrolyte | |
| CN119859756B (en) | Continuous and stable gold extraction process by short-process low-cost thiosulfate method | |
| RU2489509C1 (en) | Processing method of cobalt-containing wastes |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140712 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20170320 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20190712 |