RU2434064C1 - Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock - Google Patents
Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock Download PDFInfo
- Publication number
- RU2434064C1 RU2434064C1 RU2010131295/02A RU2010131295A RU2434064C1 RU 2434064 C1 RU2434064 C1 RU 2434064C1 RU 2010131295/02 A RU2010131295/02 A RU 2010131295/02A RU 2010131295 A RU2010131295 A RU 2010131295A RU 2434064 C1 RU2434064 C1 RU 2434064C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- autoclave
- sulfur
- oxidation
- gold
- cake
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 47
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 40
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 39
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 39
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 20
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims description 7
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 50
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 37
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 37
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 27
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 23
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 23
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 33
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 33
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L thiosulfate(2-) Chemical compound [O-]S([S-])(=O)=O DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 13
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 10
- 229940006280 thiosulfate ion Drugs 0.000 claims description 10
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 9
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 9
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 9
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 9
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 abstract 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 230000008569 process Effects 0.000 description 24
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 19
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 13
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 13
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 12
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 9
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 8
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 8
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 7
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 6
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 6
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 6
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 5
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 4
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 3
- 230000002093 peripheral effect Effects 0.000 description 3
- YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N sulfane sulfuric acid Chemical compound S.OS(O)(=O)=O YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N disulfur Chemical compound S=S MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 150000003464 sulfur compounds Chemical class 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N Sulfurous acid Chemical compound OS(O)=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 238000003556 assay Methods 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000005262 decarbonization Methods 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N gold(1+);cyanide Chemical compound [Au+].N#[C-] IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-M hydrosulfide Chemical compound [SH-] RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009413 insulation Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical class [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 229910052960 marcasite Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 229920001021 polysulfide Polymers 0.000 description 1
- 239000005077 polysulfide Substances 0.000 description 1
- 150000008117 polysulfides Polymers 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000002594 sorbent Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 125000000101 thioether group Chemical group 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material 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
Предлагаемое изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способу переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья.The present invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to a method for processing refractory sulfide gold-containing raw materials.
Упорным сульфидным золотосодержащим сырьем может быть руда или концентрат после ее обогащения.Refractory sulfide gold-containing raw materials may be ore or concentrate after its enrichment.
Известен традиционный способ переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья, предусматривающий автоклавное окислительное выщелачивание (АОВ) предварительно измельченного сырья при температуре 190-225°С под давлением кислородсодержащего газа. Сульфидные компоненты, в основном, пирит и арсенопирит, при этом окисляются, образуя водорастворимые сульфаты и высвобождая золото, присутствующее в структуре сульфидов. Высокая температура обусловливает окисление сульфидной серы до высшей валентности S+6. Последующее цианирование кека обеспечивает высокое извлечение золота в продукционный цианистый раствор (Набойченко С.С. и др. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. Екатеринбург: ГОУ УГТУ-УПИ, 2009. - Т.2 - 612 с.).A known traditional method of processing refractory sulfide gold-containing raw materials, providing for autoclave oxidative leaching (AOW) of pre-ground raw materials at a temperature of 190-225 ° C under the pressure of an oxygen-containing gas. Sulfide components, mainly pyrite and arsenopyrite, are oxidized, forming water-soluble sulfates and releasing the gold present in the sulfide structure. High temperature causes the oxidation of sulfide sulfur to a higher valency of S +6 . Subsequent cyanidation of the cake provides high gold recovery in the production cyanide solution (S. Naboyuchenko et al. Autoclave hydrometallurgy of non-ferrous metals. Yekaterinburg: GOU UGTU-UPI, 2009. - T.2 - 612 p.).
Недостатки способа связаны с высокими параметрами процесса и агрессивностью окисленной пульпы. Общее давление в автоклаве составляет 2,5-3,5 МПа и требует очень высокой прочности и коррозионной стойкости автоклавного агрегата. Перемешивающие устройства изготавливают, как правило, из титана, а сам автоклав нуждается в специальной изоляции и кислотоупорной футеровке. Значительную часть в экономике процесса составляют затраты на высоконапорные кислородные станции, агрегаты самоиспарители, а также специальные пульповые насосы.The disadvantages of the method are associated with high process parameters and the aggressiveness of oxidized pulp. The total pressure in the autoclave is 2.5-3.5 MPa and requires a very high strength and corrosion resistance of the autoclave unit. Mixing devices are usually made of titanium, and the autoclave itself needs special insulation and acid-resistant lining. A significant part in the economics of the process is the cost of high-pressure oxygen stations, self-evaporator units, as well as special slurry pumps.
Еще одним отрицательным моментом традиционного процесса автоклавного выщелачивания является высокий расход кислорода, который тратится на окисление сульфидной серы до серы сульфатной.Another negative aspect of the traditional autoclave leaching process is the high oxygen consumption, which is spent on the oxidation of sulfide sulfur to sulfate sulfur.
Указанные недостатки устранены в способе, изложенном в патенте США №US 5232491, принятом за ближайший аналог (прототип). Согласно способу сульфидное сырье в специальных мельницах подвергают очень тонкому измельчению до крупности, соответствующей содержанию класса 30 мкм не менее 80% (P80≤30 мкм). После такой подготовки основная часть золотосодержащих сульфидов (FeAsS, FeS2) может быть окислена при более низких параметрах процесса: температура менее 120°С, давление кислорода не выше 1,0 МПа.These disadvantages are eliminated in the method described in US patent No. US 5232491, adopted for the closest analogue (prototype). According to the method, sulfide raw materials in special mills are subjected to very fine grinding to a particle size corresponding to a grade of 30 microns of at least 80% (P 80 ≤30 microns). After such preparation, the bulk of the gold-containing sulfides (FeAsS, FeS 2 ) can be oxidized at lower process parameters: temperature less than 120 ° C, oxygen pressure not higher than 1.0 MPa.
Сульфидная сера, содержащаяся в исходном арсенопирите, при таких параметрах окисляется преимущественно до элементарной формы. Частично на 10-40% элементарную серу в процессе выщелачивания продуцирует и пирит. Это приводит к значительному снижению расхода кислорода, затрачиваемого на окисление сульфидов, по сравнению с высокотемпературным окислением.Sulfide sulfur contained in the initial arsenopyrite, with such parameters, is oxidized mainly to its elemental form. Partially by 10-40% elemental sulfur also produces pyrite during leaching. This leads to a significant reduction in the oxygen consumption spent on the oxidation of sulfides, compared with high-temperature oxidation.
Главным достоинством данного способа являются относительно низкие параметры автоклавного процесса, что позволяет применять для выщелачивания дешевые аппараты из обычной нержавеющей стали, без футеровки и без титановых деталей. При этом значительно упрощается периферийное оборудование: кислородная станция, самоиспарители, питающие насосы, а также снижается уровень опасности при обслуживании оборудования, работающего под давлением.The main advantage of this method is the relatively low parameters of the autoclave process, which allows the use of low-cost conventional stainless steel apparatus for leaching, without lining and without titanium parts. At the same time, peripheral equipment is greatly simplified: an oxygen station, self-evaporators, feed pumps, and the level of danger during maintenance of equipment operating under pressure is reduced.
Недостатки способа по ближайшему аналогу обусловлены следующими моментами.The disadvantages of the method according to the closest analogue are due to the following points.
1. Способ не обеспечивает полное разложение наиболее упорного минерала пирита. Если с пиритом связано значимое количество золота, оно не будет вскрыто на выщелачивании и не извлечется впоследствии в цианистый раствор. В примерах ближайшего аналога сказано, что основным носителем золота был арсенопирит, разложение которого при температурах 100-120° не представляет трудностей. Пирит при таких условиях полностью разложить невозможно. Таким образом, этот способ не применим к сульфидным материалам, в которых золото ассоциировано с пиритом.1. The method does not provide complete decomposition of the most resistant mineral pyrite. If a significant amount of gold is associated with pyrite, it will not be opened by leaching and will not be subsequently extracted into the cyanide solution. In the examples of the closest analogue, it is said that the main carrier of gold was arsenopyrite, the decomposition of which at temperatures of 100-120 ° is not difficult. Under such conditions, pyrite cannot be completely decomposed. Thus, this method is not applicable to sulfide materials in which gold is associated with pyrite.
2. Образующаяся в процессе выщелачивания элементарная сера является ярко выраженным цианисидом, т.е. вступает в прямую реакцию с цианидом на последующей стадии растворения золота. Это приводит к неоправданно высокому расходу дорогостоящего цианида на стадии цианирования золота.2. The elemental sulfur formed during leaching is a pronounced cyanide, ie enters into direct reaction with cyanide in the subsequent stage of gold dissolution. This leads to an unreasonably high consumption of expensive cyanide at the stage of gold cyanide.
3. При температурах 100-120°С элементарная сера способна покрывать частицы сульфидов, особенно пирита, и изолировать их от доступа кислорода. Следствием этого является затягивание процесса выщелачивания, неполное разложение сульфидов и, в конечном счете, снижение извлечения золота.3. At temperatures of 100-120 ° C, elemental sulfur is capable of coating particles of sulfides, especially pyrite, and isolating them from oxygen. The consequence of this is a delayed leaching process, incomplete decomposition of sulfides and, ultimately, a decrease in gold recovery.
Задачей настоящего изобретения является устранение указанных недостатков.The objective of the present invention is to remedy these disadvantages.
Заявленный технический результат достигается тем, что в способе переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья, включающем его тонкое измельчение, выщелачивание под давлением кислорода в автоклаве с цианированием кека и извлечением золота в цианистый раствор, согласно изобретению автоклавное окислительное выщелачивание ведут при температуре 125-150°С, кек после выщелачивания, содержащий элементарную серу, распульповывают, в пульпу добавляют щелочной агент и проводят автоклавное окисление серы при ее растворении и окислении до сульфатной формы, а цианированию подвергают кек после автоклавного окисления серы. Автоклавное окислительное выщелачивание ведут при давлении кислорода 0,4-1,2 МПа до достижения степени окисления сульфидной серы не менее 98%. В качестве щелочного агента на стадии автоклавного окисления серы используют известь с расходом, обеспечивающим значение рН в конечной пульпе 8,5-10,5. Автоклавное окисление серы ведут при температуре 100-150°С и давлении кислорода 0,3-1,0 МПа до остаточного содержания тиосульфат-иона в конечном растворе менее 100 мг/л.The claimed technical result is achieved by the fact that in the method of processing refractory sulfide gold-containing raw materials, including fine grinding, leaching under pressure of oxygen in an autoclave with cyanide cake and extracting gold into a cyanide solution, according to the invention, autoclave oxidative leaching is carried out at a temperature of 125-150 ° C, after leaching, the cake containing elemental sulfur is pulped, an alkaline agent is added to the pulp, and sulfur is autoclaved by oxidation when it is dissolved and oxidized to the sulfate form, and cake is subjected to cyanidation after autoclave oxidation of sulfur. Autoclave oxidative leaching is carried out at an oxygen pressure of 0.4-1.2 MPa until the degree of oxidation of sulfide sulfur is not less than 98%. As an alkaline agent in the autoclave oxidation stage of sulfur, lime is used with a flow rate providing a pH value of 8.5-10.5 in the final pulp. Autoclaved oxidation of sulfur is carried out at a temperature of 100-150 ° C and an oxygen pressure of 0.3-1.0 MPa to a residual thiosulfate ion in the final solution of less than 100 mg / L.
Технологическая схема предлагаемого процесса приведена на чертеже.The technological scheme of the proposed process is shown in the drawing.
Полнота разложения пирита в этом случае обеспечивается помимо тонкого измельчения еще и повышением температуры АОВ до 125-150°С. Элементарная сера, присутствующая в окисленной пульпе, подлежит растворению на второй стадии процесса с помощью щелочного агента, например извести. Для этого отфильтрованный кек распульповывают водой, и в пульпу добавляют известь в количестве, достаточном для растворения всей элементарной серы и разложения основных сульфатов железа, образовавшихся на АОВ. Щелочную пульпу вновь обрабатывают в автоклаве при температуре 100-150°С в течение 1-2 часов под давлением кислорода.The completeness of the decomposition of pyrite in this case is ensured, in addition to fine grinding, also by increasing the temperature of AOW to 125-150 ° С. The elemental sulfur present in the oxidized pulp is to be dissolved in the second stage of the process using an alkaline agent, for example lime. To do this, the filtered cake is pulped with water, and lime is added to the pulp in an amount sufficient to dissolve all elemental sulfur and decompose the basic iron sulfates formed on AOW. The alkaline pulp is again autoclaved at a temperature of 100-150 ° C for 1-2 hours under oxygen pressure.
В процессе щелочной автоклавной обработки происходит растворение элементарной серы с образованием соединений серы переменной валентности, т.н. ненасыщенных или недоокисленных соединений: S2O3 2- (тиосульфат), S2- (сульфид), SO3 2-(сульфит), Sn 2- (полисульфид), HS- (гидросульфид). Указанные соединения являются химически активными и при контакте с кислородом воздуха постепенно окисляются с образованием серной кислоты, то есть не могут быть сброшены в хвостохранилища без специальной обработки. Кроме того, тиосульфат-ион способен образовывать комплексные соединения с золотом [Au(S2O3)]3-, переводя его в раствор, что, в конце концов, приводит к потерям благородного металла с отвальными продуктами. Таким образом, процесс растворения серы должен обязательно сопровождаться окислением ее ненасыщенных соединений до стабильного сульфата. Из перечисленных соединений наиболее трудно окисляемым ионом является тиосульфат; для его разложения требуются автоклавные условия.In the process of alkaline autoclave processing, the dissolution of elemental sulfur occurs with the formation of sulfur compounds of variable valence, the so-called unsaturated or under-oxidized compounds: S 2 O 3 2- (thiosulfate), S 2- (sulfide), SO 3 2- (sulfite), S n 2- (polysulfide), HS - (hydrosulfide). These compounds are chemically active and, upon contact with oxygen, gradually oxidize with the formation of sulfuric acid, that is, they cannot be discharged into tailings without special treatment. In addition, thiosulfate ion is able to form complex compounds with gold [Au (S 2 O 3 )] 3- , converting it into solution, which, in the end, leads to the loss of the noble metal with waste products. Thus, the process of dissolution of sulfur must necessarily be accompanied by the oxidation of its unsaturated compounds to stable sulfate. Of these compounds, the most difficultly oxidized ion is thiosulfate; its decomposition requires autoclave conditions.
В предлагаемом способе операции растворения серы и окисление ее ненасыщенных соединений происходят в одном агрегате, работающем под давлением кислорода. Если в процессе АОВ образуются серные (серосульфидные) конгломераты, то при автоклавном окислении серы (АОС) элементарная сера, составляющая основу конгломератов, полностью растворяется. Такое явление имеет место при температурах АОВ 150°С и выше. Экспериментально установлено, что для успешной реализации всего процесса с высоким извлечением золота в конечный цианистый раствор необходимо обеспечить в пульпе после автоклавного окисления серы рН 8,5-10,5, при этом в растворе содержание тиосульфат-иона не должно быть больше 100 мг/л.In the proposed method, the operation of the dissolution of sulfur and the oxidation of its unsaturated compounds occur in a single unit operating under oxygen pressure. If sulfur (sulfur-sulfide) conglomerates are formed in the AOW process, then in the autoclave oxidation of sulfur (AOC), elemental sulfur, which forms the basis of conglomerates, is completely dissolved. This phenomenon occurs at AOW temperatures of 150 ° C and higher. It was experimentally established that for the successful implementation of the whole process with high extraction of gold into the final cyanide solution, it is necessary to provide a pH of 8.5-10.5 in the pulp after autoclave oxidation of sulfur, while the content of thiosulfate ion in the solution should not exceed 100 mg / l .
Неполное окисление ненасыщенных соединений серы также приводит к потерям золота как с растворами, так и с кеками цианирования. Максимальная концентрация тиосульфат-иона в конечном растворе, которая не приводит к снижению извлечения золота, составляет 100 мг/л.Incomplete oxidation of unsaturated sulfur compounds also leads to gold losses with both solutions and cyanide cakes. The maximum concentration of thiosulfate ion in the final solution, which does not lead to a decrease in gold recovery, is 100 mg / L.
Температурный интервал для первой стадии - автоклавного окислительного выщелачивания 125-150°С выбран, исходя из следующих соображений. Ниже 125°С не полностью вскрывается наиболее упорный сульфид-пирит, и заметно снижается скорость процесса выщелачивания. При температуре выше 150° существенно возрастает вязкость расплавленной серы, и возникает опасность образования серо-сульфидных конгломератов (гранул), что приводит к снижению скорости разложения сульфидов вплоть до полной остановки процесса.The temperature range for the first stage - autoclave oxidative leaching of 125-150 ° C is selected based on the following considerations. Below 125 ° C, the most resistant sulfide pyrite is not fully opened, and the rate of the leaching process is markedly reduced. At temperatures above 150 °, the viscosity of molten sulfur increases significantly, and there is a danger of the formation of sulfur-sulfide conglomerates (granules), which leads to a decrease in the rate of decomposition of sulfides until the process is completely stopped.
Минимальное значение парциального давления кислорода на стадии АОВ составляет 0,4 МПа; при таком давлении процесс идет с приемлемой скоростью, обеспечивая практически полное разложение пирита. Превышение давления кислорода более 1,2 МПа нецелесообразно из экономических соображений, т.к. это удорожает и сам автоклав, и периферийное оборудование (кислородная станция, самоиспарители, питающие насосы). Продолжительность автоклавного выщелачивания определяется степенью разложения пирита, или степенью окисления сульфидной серы до сульфатной серы. Высокое извлечение золота из конечного кека в цианистый раствор достигается при степени окисления сульфидов не менее 98%.The minimum value of the partial pressure of oxygen at the stage of AOB is 0.4 MPa; at this pressure, the process proceeds at an acceptable rate, providing almost complete decomposition of pyrite. Exceeding oxygen pressure of more than 1.2 MPa is impractical for economic reasons, because this increases the cost of the autoclave itself and peripheral equipment (oxygen station, self-evaporators, feed pumps). The duration of autoclave leaching is determined by the degree of decomposition of pyrite, or the degree of oxidation of sulfide sulfur to sulfate sulfur. High recovery of gold from the final cake to the cyanide solution is achieved when the sulfide oxidation state is not less than 98%.
Из таких же соображений выбран интервал давлений и для второй стадии процесса - автоклавного растворения и окисления серы. Он составляет 0,3-1,0 МПа.For the same reasons, the pressure range was also selected for the second stage of the process — autoclave dissolution and sulfur oxidation. It is 0.3-1.0 MPa.
Температуру АОС необходимо поддерживать не ниже 100°С. При более низких температурах не достигается необходимая степень окисления тиосульфат-иона. Так при температуре 95°С и Ж:Т=3,5 процесс окисления серы заканчивается через 3,5 часа, но в растворе остается более 5 г/л тиосульфат-иона. Кроме невозможности использования такого раствора в оборотном цикле, это приводит еще и к снижению извлечения золота в раствор при цианировании конечного кека. Увеличение температуры более 150°С, приводит к неоправданному удорожанию автоклавной аппаратуры и периферийного оборудования. При этом также существует опасность образования серных конгломератов в начальной стадии, что приводит к замедлению процесса окисления серы.The temperature of AOS must be maintained at least 100 ° C. At lower temperatures, the required oxidation state of the thiosulfate ion is not achieved. So at a temperature of 95 ° C and W: T = 3.5, the sulfur oxidation process ends after 3.5 hours, but more than 5 g / l of thiosulfate ion remains in the solution. In addition to the impossibility of using such a solution in the reverse cycle, this also leads to a decrease in the extraction of gold into the solution during cyanidation of the final cake. An increase in temperature of more than 150 ° C leads to an unjustified rise in the cost of autoclave equipment and peripheral equipment. However, there is also a danger of the formation of sulfur conglomerates in the initial stage, which leads to a slowdown in the process of sulfur oxidation.
Вышесказанное подтверждается примерами реализации предлагаемого способа в сравнении со способом-прототипом.The above is confirmed by examples of the implementation of the proposed method in comparison with the prototype method.
Экспериментальную проверку работоспособности обоих способов проверяли по схеме, изображенной на чертеже. Для всех примеров-опытов одинаковыми были следующие параметры.An experimental test of the operability of both methods was checked according to the scheme depicted in the drawing. For all test examples, the following parameters were the same.
1. Качество золотосодержащего флотоконцентрата. Исходный концентрат содержал, (%): Si 17.8, Al 2.5, Fe 19.5, S 19.0 As 0.63, FeS2 34.6, FeAsS 1.4. Концентрация золота в концентрате составила 26,5 г/т.1. The quality of the gold-containing flotation concentrate. The initial concentrate contained, (%): Si 17.8, Al 2.5, Fe 19.5, S 19.0 As 0.63, FeS2 34.6, FeAsS 1.4. The concentration of gold in the concentrate was 26.5 g / t.
2. Технология подготовки концентрата к выщелачиванию, которая заключалась в следующем. Навеску концентрата подвергали мокрому помолу в планетарной мельнице Pulverizette в периодическом режиме. Выбранные условия измельчения обеспечивали крупность измельченного материала, соответствующую 80%-му содержанию класса мельче 12-15 мкм. Измельченный материал подвергали предварительной кислотной обработке для удаления карбонатов, присутствующих в исходном концентрате. Декарбонизацию вели при температуре 60°С в течение 2 часов, используя разбавленную серную кислоту. Процесс заканчивали при достижении и стабилизации рН на уровне 2,0-2,2.2. The technology of preparing the concentrate for leaching, which was as follows. A portion of the concentrate was wet milled in a Pulverizette planetary mill in a batch mode. The selected grinding conditions ensured the fineness of the crushed material, corresponding to an 80% content of the class finer than 12-15 microns. The crushed material was subjected to preliminary acid treatment to remove carbonates present in the starting concentrate. Decarbonization was carried out at a temperature of 60 ° C for 2 hours using dilute sulfuric acid. The process was completed when the pH reached and stabilized at a level of 2.0-2.2.
3. Отношение Ж:Т в исходной пульпе, поступающей на окислительное выщелачивание, составляло ~3.3. The ratio W: T in the initial pulp entering the oxidative leaching was ~ 3.
4. Автоклавное выщелачивание проводили в лабораторном автоклаве емкостью 1,1 л. Перемешивание и аэрацию пульпы осуществляли с помощью открытой турбинной мешалки, которая вращалась со скоростью 600 об/мин. Кислород подавали из баллона в автоклав под мешалку.4. Autoclave leaching was carried out in a laboratory autoclave with a capacity of 1.1 l. Mixing and aeration of the pulp was carried out using an open turbine mixer, which rotated at a speed of 600 rpm. Oxygen was supplied from a cylinder into an autoclave under a stirrer.
5. В процессе автоклавного окислительного выщелачивания, а также на второй стадии процесса - автоклавном окислении серы, непрерывно измеряли и фиксировали расход кислорода. Окончание процессов окисления определяли по прекращению поглощения кислорода пульпой.5. In the process of autoclave oxidative leaching, as well as in the second stage of the process - autoclave oxidation of sulfur, oxygen consumption was continuously measured and recorded. The end of the oxidation processes was determined by the cessation of oxygen absorption by the pulp.
6. По окончании АОВ окисленную пульпу фильтровали, влажный кек промывали. Пробы кека и раствора подвергали химическому анализу на металлы и формы серы.6. At the end of AOW, the oxidized pulp was filtered, the wet cake was washed. Samples of cake and solution were subjected to chemical analysis for metals and sulfur forms.
7. На стадии АОС к влажному кеку стадии АОВ добавляли известь и воду. Количество воды соответствовало исходному отношению Ж:Т=3,2-3,4. Расход извести изменяли в пределах 18-35% от массы твердого кека АОВ. Полученную смесь нагревали и обрабатывали при тех же условиях перемешивания и газоснабжения, что и на стадии АОВ.7. At the AOC stage, lime and water were added to the wet cake of the AOB stage. The amount of water corresponded to the initial ratio W: T = 3.2-3.4. Lime consumption was varied within 18-35% of the mass of AOV solid cake. The resulting mixture was heated and processed under the same conditions of mixing and gas supply as in the AOB stage.
8. Конечную пульпу после АОС фильтровали, кек и раствор анализировали. Промытый конечный влажный кек подвергали цианированию при следующих условиях: Ж:Т=4; рН 10,5-11,0; продолжительность 24 часа, концентрация CN- 0,05-0,11%; сорбент - макропористый анионит АМ-2Б. Кек после цианирования промывали и подвергали пробирному анализу на золото. По результатам анализа рассчитывали извлечение золота.8. The final pulp after AOS was filtered, cake and the solution was analyzed. The washed final wet cake was cyanidated under the following conditions: W: T = 4; pH 10.5-11.0; duration of 24 hours, the concentration of CN - 0,05-0,11%; sorbent - macroporous anion exchange resin AM-2B. After cyanidation, the cake was washed and subjected to gold assay. Based on the analysis results, gold recovery was calculated.
Результаты экспериментальной проверки предлагаемого способа в сравнении с прототипом приведены в таблице примеров.The results of the experimental verification of the proposed method in comparison with the prototype are shown in the table of examples.
Из таблицы следует, что способ-прототип не может обеспечить высокое извлечение золота в конечный цианистый раствор при переработке пиритного сырья, в котором основная масса золота ассоциирована именно с этим сульфидом. В опытах 1 и 2 извлечение золота не превышает 82,6%. Причина - неполное окисление сульфидной серы; степень ее окисления 82-88%. Кроме того, значительная часть серы трансформирована в элементарную серу, что затрудняет растворение даже вскрытого золота при последующем цианировании кека АОВ.From the table it follows that the prototype method cannot provide high gold recovery in the final cyanide solution during the processing of pyrite raw materials, in which the bulk of gold is associated with this sulfide. In experiments 1 and 2, the gold recovery does not exceed 82.6%. The reason is the incomplete oxidation of sulfide sulfur; the degree of oxidation is 82-88%. In addition, a significant part of the sulfur is transformed into elemental sulfur, which makes it difficult to dissolve even opened gold during subsequent cyanidation of the AOB cake.
Увеличение температуры до 125-150°С позволяет окислить практически всю сульфидную серу до сульфатной и элементарной форм. Последующая окислительная обработка кека в слабощелочном растворе в автоклаве при установленных условиях приводит к полному растворению элементарной серы и окислению образующихся непредельных форм серы до сульфата серы. В опытах 3-6 достигнут весьма высокий показатель извлечения золота 97,0-97,7%. Небольшое количество серных гранул (класс +0,15 мм), образовавшихся на стадии АОВ в опыте 6, не оказывает отрицательного влияния на конечные показатели: полученные гранулы растворяются в процессе автоклавного окисления серы.Increasing the temperature to 125-150 ° C allows you to oxidize almost all sulfide sulfur to sulfate and elemental forms. Subsequent oxidative treatment of the cake in a slightly alkaline solution in an autoclave under the established conditions leads to the complete dissolution of elemental sulfur and the oxidation of the resulting unsaturated forms of sulfur to sulfur sulfate. In experiments 3-6, a very high gold recovery rate of 97.0-97.7% was achieved. A small amount of sulfur granules (class +0.15 mm) formed at the AOB stage in experiment 6 does not adversely affect the final indicators: the obtained granules dissolve during the autoclave oxidation of sulfur.
Увеличение температуры АОВ до 155°С в опыте 7 вызывает агломерацию элементарной серы и сульфидов уже в начальной стадии процесса, что приводит к затягиванию выщелачивания до 4 часов и к неполному вскрытию сульфидов. В результате этого конечное извлечение золота снижено до 91,8%.An increase in AOW temperature to 155 ° C in experiment 7 causes agglomeration of elemental sulfur and sulfides already in the initial stage of the process, which leads to a delay in leaching up to 4 hours and to incomplete opening of sulfides. As a result of this, the final gold recovery is reduced to 91.8%.
Снижение давления кислорода до 0,4 МПа на АОВ не ухудшает показатели извлечения золота, но приводит к существенному увеличению времени выщелачивания - до 3,7 ч. Это, соответственно, увеличивает объем дорогостоящей автоклавной аппаратуры.Reducing oxygen pressure to 0.4 MPa at AOW does not impair gold recovery, but leads to a significant increase in leaching time - up to 3.7 hours. This, accordingly, increases the volume of expensive autoclave equipment.
На второй стадии процесса АОС наиболее значимым фактором является удельный расход извести и связанный с ним показатель - рН конечной пульпы. Если расход извести недостаточен и конечный рН менее 8,5, то элементарная сера растворяется неполностью, и извлечение золота в цианистый раствор снижается до значения менее 95% (см. опыты 12 и 13). При избытке извести и увеличении рН более 8,5 происходит неполное окисление тиосульфат-иона и, как следствие, снижается извлечение золота до 90-92% (опыты 14 и 15).At the second stage of the AOS process, the most significant factor is the specific consumption of lime and the associated indicator - the pH of the final pulp. If the consumption of lime is insufficient and the final pH is less than 8.5, then elemental sulfur is not completely dissolved, and the extraction of gold in the cyanide solution is reduced to less than 95% (see experiments 12 and 13). With an excess of lime and an increase in pH above 8.5, the thiosulfate ion is incompletely oxidized and, as a result, gold recovery decreases to 90-92% (experiments 14 and 15).
Неполное окисление тиосульфата имеет место и при снижении температуры автоклавного окисления серы. В опыте 16 при температуре 95°С в растворе зафиксировано более 5 г/л тиосульфат-иона, а извлечение золота снижено до 90,6%.Incomplete oxidation of thiosulfate also occurs when the temperature of the autoclave oxidation of sulfur decreases. In experiment 16, at a temperature of 95 ° C, more than 5 g / l of thiosulfate ion was recorded in the solution, and gold recovery was reduced to 90.6%.
Аналогично температуре действует фактор давления кислорода на АОС. При парциальном давлении кислорода менее 0,3 МПа (опыт 19) в растворе АОС присутствует 250 мг/л тиосульфат-иона и, как следствие, извлечение золота - менее 90%. Кроме того, продолжительность окисления вдвое превышает данный показатель для опытов 3-11.Similar to temperature, the oxygen pressure factor acts on AOS. At a partial oxygen pressure of less than 0.3 MPa (experiment 19), 250 mg / l of thiosulfate ion is present in the AOS solution and, as a result, gold recovery is less than 90%. In addition, the duration of oxidation is twice as high as this indicator for experiments 3-11.
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010131295/02A RU2434064C1 (en) | 2010-07-26 | 2010-07-26 | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010131295/02A RU2434064C1 (en) | 2010-07-26 | 2010-07-26 | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2434064C1 true RU2434064C1 (en) | 2011-11-20 |
Family
ID=45316696
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2010131295/02A RU2434064C1 (en) | 2010-07-26 | 2010-07-26 | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2434064C1 (en) |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2514900C2 (en) * | 2012-07-04 | 2014-05-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-иследовательский центр "Гидрометаллургия" | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness |
| RU2552217C1 (en) * | 2014-04-04 | 2015-06-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness |
| RU2598742C2 (en) * | 2014-12-24 | 2016-09-27 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method of extracting noble metals from refractory sulphide containing raw material |
| EA026707B1 (en) * | 2015-01-22 | 2017-05-31 | Открытое Акционерное Общество "Иркутский Научно-Исследовательский Институт Благородных И Редких Металлов И Алмазов", Оао "Иргиредмет" | Method of extracting precious metals from refractory sulphide raw stock |
| RU2629125C1 (en) * | 2016-11-25 | 2017-08-24 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Method of processing gold-containing concentrates of double holding |
| RU2636775C2 (en) * | 2016-02-20 | 2017-11-28 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Two-fold hardness gold-bearing concentrates processing method |
| CN110295289A (en) * | 2019-05-28 | 2019-10-01 | 西北矿冶研究院 | Method for gold separation by cyaniding and leaching of gold ore |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4405569A (en) * | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
| US5232491A (en) * | 1991-10-25 | 1993-08-03 | Dominion Mining Limited | Activation of a mineral species |
| WO1998011019A1 (en) * | 1996-09-11 | 1998-03-19 | Newmont Gold Company | Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon |
| RU2120486C1 (en) * | 1997-08-26 | 1998-10-20 | Общество с ограниченной ответственностью "СОЛИТЭК" | Method of removing gold from persistent ores, concentrates, and secondary stock |
| EP1101829A1 (en) * | 1999-11-17 | 2001-05-23 | Boliden Mineral AB | The recovery of gold from refractory ores and concentrates of such ores by cyanide leaching |
| RU2385959C1 (en) * | 2008-10-28 | 2010-04-10 | Владислав Владимирович Смолянинов | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores |
-
2010
- 2010-07-26 RU RU2010131295/02A patent/RU2434064C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4405569A (en) * | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
| US5232491A (en) * | 1991-10-25 | 1993-08-03 | Dominion Mining Limited | Activation of a mineral species |
| WO1998011019A1 (en) * | 1996-09-11 | 1998-03-19 | Newmont Gold Company | Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon |
| RU2120486C1 (en) * | 1997-08-26 | 1998-10-20 | Общество с ограниченной ответственностью "СОЛИТЭК" | Method of removing gold from persistent ores, concentrates, and secondary stock |
| EP1101829A1 (en) * | 1999-11-17 | 2001-05-23 | Boliden Mineral AB | The recovery of gold from refractory ores and concentrates of such ores by cyanide leaching |
| RU2385959C1 (en) * | 2008-10-28 | 2010-04-10 | Владислав Владимирович Смолянинов | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2514900C2 (en) * | 2012-07-04 | 2014-05-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-иследовательский центр "Гидрометаллургия" | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness |
| RU2552217C1 (en) * | 2014-04-04 | 2015-06-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness |
| RU2598742C2 (en) * | 2014-12-24 | 2016-09-27 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method of extracting noble metals from refractory sulphide containing raw material |
| EA026707B1 (en) * | 2015-01-22 | 2017-05-31 | Открытое Акционерное Общество "Иркутский Научно-Исследовательский Институт Благородных И Редких Металлов И Алмазов", Оао "Иргиредмет" | Method of extracting precious metals from refractory sulphide raw stock |
| RU2636775C2 (en) * | 2016-02-20 | 2017-11-28 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Two-fold hardness gold-bearing concentrates processing method |
| RU2629125C1 (en) * | 2016-11-25 | 2017-08-24 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" | Method of processing gold-containing concentrates of double holding |
| CN110295289A (en) * | 2019-05-28 | 2019-10-01 | 西北矿冶研究院 | Method for gold separation by cyaniding and leaching of gold ore |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101775498B (en) | Pretreatment method of copper anode mud | |
| RU2434064C1 (en) | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock | |
| FI83541B (en) | FOERFARANDE FOER TILLVARATAGANDE AV GULD UR GULDHALTIG JAERNINNEHAOLLANDE SULFIDMALM. | |
| EP0166710B1 (en) | Process for leaching sulfides containing zinc and iron | |
| US4738718A (en) | Method for the recovery of gold using autoclaving | |
| CN111606308B (en) | Method for efficiently separating and recycling tellurium from copper anode slime copper separation slag | |
| US10006133B2 (en) | Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching | |
| BG66351B1 (en) | Method of extracting precious metals from refractory ore and concentrates | |
| CN101935761A (en) | A method for separating copper and selenium tellurium from lead copper matte | |
| CN107523694A (en) | A kind of method of Bellamya aeruginosa roasting Strengthen education | |
| CN109811132A (en) | A method for comprehensively recycling carbon, iron, aluminum, zinc and lead from blast furnace gas mud | |
| AU2023202314A1 (en) | Alkaline oxidation methods and systems for recovery of metals from ores | |
| Wang et al. | Recovery of lead and silver from zinc acid-leaching residue via a sulfation roasting and oxygen-rich chlorination leaching method | |
| CN103352125B (en) | Method for high-efficiently enriching gold and platinum metal from complex low-grade chlorine soaked slag | |
| CN107460336A (en) | A kind of processing method of golden cyanide residue | |
| CN1361295A (en) | Direct zinc sulfide concentrate leaching-out process with coupled synergic leaching-out and solvent extraction and separation | |
| CN109534387A (en) | A kind of method that zinc sulfite is oxidized to zinc sulfate | |
| RU2353679C2 (en) | Metals extraction from sulfide materials | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| CN113136488B (en) | Wet treatment process for iron vitriol slag in zinc hydrometallurgy | |
| CN112280991B (en) | Gold-sulfur self-coordination leaching gold extraction process for sulfur-arsenic-containing gold concentrate | |
| JP7585894B2 (en) | Hydrometallurgical process for nickel oxide ore | |
| CN117467848B (en) | Method for recycling zinc-lead metal from lead-rich slag generated in zinc smelting process | |
| RU2754726C1 (en) | Method for recovering gold from refractory ores | |
| RU2573306C1 (en) | Processing method of sulphide pyrrhotine-pentlandite concentrates containing precious metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160727 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20171115 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20200727 |