[go: up one dir, main page]

RU2732819C1 - Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя - Google Patents

Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя Download PDF

Info

Publication number
RU2732819C1
RU2732819C1 RU2019135246A RU2019135246A RU2732819C1 RU 2732819 C1 RU2732819 C1 RU 2732819C1 RU 2019135246 A RU2019135246 A RU 2019135246A RU 2019135246 A RU2019135246 A RU 2019135246A RU 2732819 C1 RU2732819 C1 RU 2732819C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
autoclave
gold
pulp
oxidation
concentrates
Prior art date
Application number
RU2019135246A
Other languages
English (en)
Inventor
Даниил Валерьевич Гордеев
Илья Владимирович Фоменко
Лев Владимирович Чугаев
Яков Михайлович Шнеерсон
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью "Научно-исследовательский центр "Гидрометаллургия"
Priority to RU2019135246A priority Critical patent/RU2732819C1/ru
Priority to EA202000309A priority patent/EA202000309A1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2732819C1 publication Critical patent/RU2732819C1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/08Obtaining noble metals by cyaniding
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности к переработке упорных золотосодержащих концентратов методом высокотемпературного автоклавного окисления.
Способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов двойной упорности включает кислотную обработку концентрата, сгущение с получением пульпы, подачу пульпы в автоклав, автоклавное окислительное выщелачивание пульпы под давлением кислорода, охлаждение выщелоченной пульпы самоиспарением, ее кондиционирование, обезвоживание и промывку с дальнейшим извлечением золота сорбционным цианированием автоклавного остатка, при этом автоклавное окислительное выщелачивание ведут при температуре 190-240°С и подаче в автоклав 25-100 кг/т азотной кислоты или 30-100 кг/т нитратной соли. Эффективность способа максимальна, если азотную кислоту или ее соли вводить в пульпу после практически полного окисления сульфидов. Применение данного способа позволяет повысить скорость и полноту окисления органического углерода, а также повысить извлечение золота. 2 з.п. ф-лы, 2 табл.

Description

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности к переработке упорных золотосодержащих концентратов.
Наиболее распространенной причиной упорности золотосодержащих руд и концентратов является тонкая диспергация золота в сульфидах, обычно в пирите и арсенопирите. В некоторых видах такого сырья содержится также природное органическое углистое вещество (далее - уголь, углистое вещество, органический углерод), обладающее способностью сорбировать находящееся в растворе золото. Это явление получило название прег-роббинг (preg-robbing). В автоклавной технологии различают два вида прег-роббинга. Первый проявляет себя в процессе автоклавного выщелачивания и заключается в том, что в сильно окислительных условиях, которые имеют место в автоклаве в конце окисления сульфидов, золото частично окисляется и образует золото-хлоридный комплекс, сорбирующийся на углистом веществе. Ион О хотя бы в минимальных количествах всегда присутствует в автоклавном растворе. При последующем цианировании это перешедшее на уголь золото не извлекается и уходит в хвосты. Второй вид прег-роббинга имеет место при цианировании автоклавного остатка и заключается в том, что золото, переходящее в раствор в виде золото-цианистого комплекса, сорбируется на природном углистом веществе и также уходит в хвосты. Первый вид прег-роббинга часто называют автоклавным (или хлоридным), второй - цианидным.
Таким образом, присутствие угля придает сульфидным золотосодержащим концентратам дополнительную упорность. Поэтому такие концентраты часто называют сырьем двойной упорности. Как правило, с повышением содержания углистого вещества упорность возрастает, особенно упорными являются концентраты с содержанием органического углерода выше 1%. Предлагаемое изобретение предназначено для переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности.
Известен способ переработки упорных золотосодержащих концентратов с применением автоклавного окислительного выщелачивания (АОВ) (патент США №4610724). Концентрат подвергают кислотной обработке для разрушения карбонатов (декарбонизации) и выщелачивают в автоклаве при температуре 135-250°С под давлением кислорода 0,5-5,0 МПа. В процессе АОВ золотосодержащие сульфиды окисляются, а содержащееся в них упорное тонкодисперсное золото освобождается. Выщелоченную пульпу охлаждают в самоиспарителе и направляют в систему непрерывной противоточной декантации, где отмывают твердый остаток от кислоты и растворимых соединений железа и мышьяка, образовавшихся при автоклавном окислении. Из отмытого остатка золото извлекают одним из традиционных методов цианирования (CIL, CIP, RIL, RIP). Способ отличается экологической чистотой, и для упорных золотосодержащих концентратов, не содержащих органического углистого вещества, дает высокое извлечение золота. Однако для золотосодержащих концентратов двойной упорности этот способ дает низкое извлечение золота, что является его основным недостатком.
Известен метод переработки сырья двойной упорности (патент США №5851499), в соответствии с которым на автоклавное выщелачивание поступает золотосодержащий материал (руда или концентрат), в котором весовое отношение сульфидной серы к карбонат-иону (S/СО3) должно составлять от 4:1 до 0,5:1. Такое соотношение достигается добавкой известняка или смешиванием исходных материалов с различным содержанием сульфидов и карбонатов. Полученная смесь доизмельчается до крупности P80=75-38 мкм и подвергается автоклавному выщелачиванию при температуре не выше 215°С в течение не более 45 мин. Жидкая фаза выщелоченной пульпы должна содержать от 7 до 25 г/л свободной серной кислоты и иметь окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) не более 700 мВ (относительно стандартного водородного электрода (СВЭ)).
Данный способ позволяет перерабатывать сырье двойной упорности с приемлемым извлечением золота. Однако для многих концентратов, в особенности, с повышенным содержанием органического углерода, способ дает неудовлетворительные результаты. К числу недостатков способа относится также образование гипсовых настылей на внутренних частях автоклавов и снижение степени использования кислорода из-за выделения в автоклаве углекислоты и необходимости выводить ее путем сброса абгаза.
Известен способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности с использованием АОВ, принятый за ближайший аналог-прототип (патент RU 2 514 900), включающий кислотную обработку (декарбонизацию) измельченного концентрата, отмывку полученной кислой пульпы от хлоридов, АОВ отмытой пульпы концентрата, охлаждение окисленной пульпы путем самоиспарения, кондиционирование пульпы, ее обезвоживание и промывку и дальнейшее извлечение золота сорбционным цианированием автоклавного остатка.
Согласно данному способу-аналогу кислую пульпу золотосодержащего концентрата отмывают от хлоридов на фильтре или методом противоточной декантации, процесс автоклавного окисления ведут при температуре 225-235°С и заканчивают по достижении окислительно-восстановительного потенциала пульпы в интервале 700-730 мВ, относительно стандартного водородного электрода (СВЭ).
Данный способ позволяет перерабатывать золотосодержащие концентраты двойной упорности с высоким извлечением золота. Вместе с тем, его реализация сопряжена с рядом практических сложностей:
1. Способ обеспечивает устранение только одной составляющей автоклавного прег-роббинга - хлорид-иона - за счет его отмывки. Углистое вещество в процессе и после АОВ зачастую остается активным по отношению к растворимым комплексам золота и потенциально может оставаться причиной потерь драгоценного металла.
2. Отмывка пульпы кислотной обработки не всегда обеспечивает удаление значимых количеств хлорид-иона перед автоклавом, поскольку хлор может входить в кристаллическую решетку неразлагаемых в процессе декарбонизации минералов и быть недоступным для отмывки.
3. Глубокая отмывка от хлоридов предполагает высокий расход свежей воды с низким содержанием хлора. Источники такой воды в большинстве случаев ограничены. Использование оборотной воды затруднено из-за накопления в ней хлоридов и требует применения дорогостоящей очистки (например, методом обратного осмоса).
4. Определение и поддержание оптимального значения ОВП автоклавной пульпы (в рамках указанного в способе диапазона 700-730 мВ) затруднено вследствие того, что на него оказывает влияние целый ряд факторов, таких как концентрация хлорид-иона, содержание и активность углистого вещества, параметры автоклавного окисления и т.п.
По этим причинам применение данного способа не всегда в желаемой степени повышает извлечение золота, в особенности для высокоуглистых концентратов. Задачей предлагаемого изобретения является устранение отмеченных недостатков ближайшего аналога и дополнительное повышение извлечения золота.
Заявленный технический результат достигается тем, что в способе переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности, включающем кислотную обработку исходного концентрата, сгущение, подачу сгущенной пульпы в автоклав, автоклавное окислительное выщелачивание, охлаждение окисленной пульпы самоиспарением, ее кондиционирование, обезвоживание и промывку и дальнейшее извлечение золота сорбционным цианированием автоклавного остатка, согласно изобретению, в автоклав на завершающей стадии процесса окисления сульфидов подают азотную кислоту или ее соль и продолжают процесс выщелачивания при той же температуре и давлении кислорода с целью повышения извлечения золота за счет глубокого окисления углистого вещества.
Обычно процесс окисления углерода в водных пульпах протекает очень медленно. Реакцию окисления органического углерода обычно упрощенно представляют в следующем виде:
Сорг + O2 = CO2
При температурах 200-230°С, принятых на большинстве автоклавных предприятий, перерабатывающих золотосодержащие концентраты двойной упорности, окисление органического углерода происходит не более, чем на 10-15%. Этого недостаточно для получения высокого извлечения золота. Для того, чтобы повысить степень окисления углерода до 60-70% и выше, необходимо поднять либо температуру (до 235°С и более), либо продолжительность окисления (до 2 ч и более), либо одновременно оба эти параметра. Однако в этом случае в несколько раз возрастает необходимый объем автоклава, повышаются требования к конструкционной прочности и коррозионной стойкости используемых материалов. В итоге растут капитальные затраты, увеличивается расход электроэнергии.
В предлагаемом способе для повышения скорости и полноты окисления органического углерода и повышения извлечения золота предлагается вводить в автоклав азотную кислоту или ее соли. Эффективность способа максимальна, если азотную кислоту или ее соли вводить в пульпу после практически полного окисления сульфидов. Это позволяет минимизировать расход азотной кислоты или ее соли, а также максимально повысить окислительно-восстановительный потенциал пульпы и, тем самым, увеличить скорость и полноту окисления органического углерода и, как следствие, извлечение золота на последующих операциях.
Предположительно, в процессе окисления углистого вещества азотная кислота выполняет роль катализатора, способствуя образованию радикальных частиц, которые значительно ускоряют процесс окисления. Нельзя также исключить возможность окисления углистого вещества в присутствии азотной кислотой с образованием не только углекислоты, но и водорастворимых органических продуктов, например, меллитовой кислоты С6(СООН)6.
Примеры реализации предлагаемого способа
Высказанное подтверждается, но не ограничивается примерами реализации предлагаемого способа в сравнении со способом-прототипом.
Экспериментальная проверка предлагаемого способа и его сравнение с прототипом осуществлялась на пяти пробах сульфидных золотосодержащих концентратах двойной упорности, полученных при флотационном обогащении руд различных месторождений.
Состав концентратов представлен в таблице 1. Все концентраты - углистые, в некоторых содержание органического углерода (Сорг) превышает 3%. Крупность концентратов 90% класса -45 мкм.
Figure 00000001
В опытах использовали дистиллированную воду. Исходный концентрат обрабатывали с целью разрушения карбонатов в течение 1 часа при температуре 60°С и рН 1,5-1,8. Значение рН поддерживали путем добавки раствора серной кислоты. Полученную кислую пульпу переносили в титановый автоклав объемом 1,2 л, где ее разбавляли водой до содержания твердого 16%.
Автоклав нагревали до температуры 225°С, подавали кислород до парциального давления 730 кПа и включали перемешивание. Этот момент считали началом опыта. В процессе опыта непрерывно измеряли расход кислорода. Температура и давление в автоклаве поддерживались автоматически на заданном уровне.
Было проведено пять серий опытов, по одной серии на каждой пробе. Полученные результаты приведены в таблице 2.
Figure 00000002
Первый опыт в каждой серии (опыты A1, B1, С1 и т.д.) был проведен по способу, принятому за ближайший аналог. В данных опытах пульпу после кислотной обработки фильтровали и промывали с целью удаления водорастворимых хлоридов, а процесс окисления останавливали через 1-2 минуты после полного окисления сульфидов. О достижении которого судили по прекращению потребления кислорода в процессе автоклавного окисления. Продолжительность этого этапа не превышала 20 мин (см. «Этап 1» в табл. 2).
Во втором опыте каждой серии (опыты А2, В2 и т.д.) после прекращения потребления кислорода процесс продолжали в течение еще 30 мин для возможного дополнительного окисления углерода (см. «Этап 2» в табл. 2).
Третий и четвертый опыты каждой серии (опыты A3 и А4, В3 и В4 и т.д.) вели в соответствии с предлагаемым способом. В этих опытах после прекращения расхода кислорода в автоклав с помощью перистальтического насоса высокого давления вводили (в течение 1-2 мин) азотную кислоту с удельным расходом 25 кг/т (опыты A3, В3 и т.д.) или 100 кг/т (опыты А4, В4 и т.д.). Удельные расходы кислоты приведены в пересчете на чистое вещество.
В опытах Е5 и Е6 процесс также вели в соответствии с предлагаемым способом, но в автоклав подавали раствор KNO3 с концентрацией соли 300 г/л и продолжали процесс в течение дополнительного времени (30 мин) при той же температуре и давлении. Удельный расход соли в опыте Е5 составил 33 кг/т, в опыте Е6 - 100 кг/т.
Для сравнения провели 2 опыта с пробой Е, в которых азотную кислоту вводили после окисления 20% и 60% сульфидов (опыты Е7 и Е8 соответственно).
Во всех опытах на втором этапе окисления проводили сброс абгаза со скоростью около 1 нл/мин (при поддержании рабочего давления в автоклаве кислородом) во избежание возможного накопления в газовой фазе углекислоты.
Окончание всех опытов было одинаковым: автоклавную пульпу, независимо от способа ее получения, охлаждали до температуры 95°С и кондиционировали (перемешивали) при этой температуре в течение 2 ч. Затем пульпу фильтровали и измеряли ОВП фильтрата. Кек промывали водой и подвергали сорбционному цианированию (RIL), которое проводили при содержании твердого в пульпе 20%, концентрации цианида 0,1%, рН 10-11, концентрации смолы АМ-2Б 5% (об.) в течение 24 ч. В кеках пробирным методом определяли содержание золота.
Полученные результаты (таблица 2) показывают:
• При автоклавном окислении углистых концентратов в соответствии со способом, принятом в качестве ближайшего аналога, углистое вещество окисляется незначительно (опыты A1, В1 и т.д.), поэтому извлечение золота, особенно для высокоуглистых концентратов, оказывается невысоким.
• Увеличение длительности автоклавного окисления на 30 мин (сверх времени, необходимого для окисления сульфидов) незначительно повышает степень окисления углистого вещества (опыты А2, В2 и т.д.). Для малоуглистых концентратов этого оказывается достаточно для существенного повышения извлечения золота. Однако, для высокоуглистых концентратов извлечение золота хотя и растет, но все же остается невысоким.
• При автоклавном окислении концентратов по предлагаемому способу (опыты A3 и А4, В3 и В4 и т.д.) углистое вещество окисляется гораздо полнее - на 80-90%. Соответственно извлечение золота в большинстве случаев повышается до 98-99%.
• Соли азотной кислоты (нитраты) действуют аналогично азотной кислоте (опыты Е5 и Е6).
• При подаче азотной кислоты в пульпу, где еще присутствуют неокислившиеся сульфиды (опыты Е7 и Е8), высокая степень окисления углерода не наблюдается и извлечение золота остается на базовом уровне. Это объясняется тем, что сульфиды, взаимодействуя с азотной кислотой и нитратами, снижают величину ОВП и тем самым тормозят окисление углерода.
• Для высокоуглистых концентратов (пробы С, D и Е) оптимальный расход кислоты в пересчете на чистое вещество составляет 100 кг на 1 т концентрата, для малоуглистых (пробы А, В) достаточно 25 кг на 1 т.
Таким образом, переработка золотосодержащих концентратов двойной упорности по предлагаемому способу позволяет окислить не только сульфиды, но и до 70-90% углистого вещества. Это подавляет прег-роббинг (как автоклавный, так и цианидный) и дает возможность перерабатывать с высоким извлечением золота даже наиболее упорные высокоглистые концентраты.
Азотная кислота может подаваться в автоклав в виде крепкого (68%) или в виде разбавленных растворов, а нитратные соли - в виде водных растворов с концентрацией от 100 до 400 г/л.
Продолжительность азотнокислой обработки может составлять от 10 до 60 минут и зависит от температуры процесса. В рассматриваемых примерах температура в автоклаве составляла 225°С, при этой температуре продолжительность азотнокислой обработки не превышала 30 мин. При более низких температурах может потребоваться более длительная обработка.

Claims (3)

1. Способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов двойной упорности, включающий кислотную обработку концентрата, сгущение с получением пульпы, подачу пульпы в автоклав, автоклавное окислительное выщелачивание пульпы под давлением кислорода, охлаждение выщелоченной пульпы самоиспарением, ее кондиционирование, обезвоживание и промывку с дальнейшим извлечением золота сорбционным цианированием автоклавного остатка, отличающийся тем, что автоклавное окислительное выщелачивание ведут при температуре 190-240°С и подаче в автоклав 25-100 кг/т азотной кислоты или 30-100 кг/т нитратной соли.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что подачу азотной кислоты или нитратной соли в автоклав осуществляют в секцию, в которой степень окисления сульфидов составляет не менее 95%.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что азотную кислоту подают в автоклав в виде крепкого 68%-ного или разбавленного раствора, а нитратную соль подают в автоклав в виде раствора с концентрацией от 100 до 400 г/л.
RU2019135246A 2019-11-01 2019-11-01 Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя RU2732819C1 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2019135246A RU2732819C1 (ru) 2019-11-01 2019-11-01 Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя
EA202000309A EA202000309A1 (ru) 2019-11-01 2020-08-26 Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2019135246A RU2732819C1 (ru) 2019-11-01 2019-11-01 Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2732819C1 true RU2732819C1 (ru) 2020-09-22

Family

ID=72922427

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2019135246A RU2732819C1 (ru) 2019-11-01 2019-11-01 Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя

Country Status (2)

Country Link
EA (1) EA202000309A1 (ru)
RU (1) RU2732819C1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2802924C1 (ru) * 2023-04-26 2023-09-05 федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" Способ переработки золотосодержащих концентратов

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA2051698A1 (en) * 1989-04-28 1990-10-29 Trevor John Smith Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides
WO1990013676A1 (en) * 1989-04-28 1990-11-15 Cra Services Limited Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides
WO1995012001A1 (en) * 1993-10-26 1995-05-04 Fmc Corporation Recovery of precious metal values from refractory ores
RU2502814C2 (ru) * 2012-02-24 2013-12-27 Общество с ограниченной ответственностью "Управляющая компания Ариэнт" Комбинированный способ кучного выщелачивания золота из упорных сульфидных руд
RU2514900C2 (ru) * 2012-07-04 2014-05-10 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-иследовательский центр "Гидрометаллургия" Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA2051698A1 (en) * 1989-04-28 1990-10-29 Trevor John Smith Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides
WO1990013676A1 (en) * 1989-04-28 1990-11-15 Cra Services Limited Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides
WO1995012001A1 (en) * 1993-10-26 1995-05-04 Fmc Corporation Recovery of precious metal values from refractory ores
RU2502814C2 (ru) * 2012-02-24 2013-12-27 Общество с ограниченной ответственностью "Управляющая компания Ариэнт" Комбинированный способ кучного выщелачивания золота из упорных сульфидных руд
RU2514900C2 (ru) * 2012-07-04 2014-05-10 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-иследовательский центр "Гидрометаллургия" Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2802924C1 (ru) * 2023-04-26 2023-09-05 федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" Способ переработки золотосодержащих концентратов
RU2824166C1 (ru) * 2023-07-25 2024-08-06 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" Способ переработки углистых золотосодержащих концентратов
RU2806351C1 (ru) * 2023-09-01 2023-10-31 Акционерное общество "Полюс Красноярск" Способ гидрометаллургической переработки кека бактериального окисления

Also Published As

Publication number Publication date
EA202000309A1 (ru) 2021-05-31

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN1210417C (zh) 从硫化物浮选精矿中回收镍、钴和铜的湿法冶金方法
EP1171641B1 (en) Method for treating precious metal bearing minerals
AU2007216890B2 (en) Process for treating electrolytically precipitated copper
IE44035B1 (en) Two-stage pressure leaching process fopr zinc and iron bearing mineral sulphides
JP4079018B2 (ja) コバルト水溶液の精製方法
CN100336919C (zh) 含锰材料的湿法冶金工艺
KR20210105406A (ko) 다금속 단괴로부터 금속을 회수하는 방법
CN1081239C (zh) 黄铜矿的浸出方法
JP2004504493A (ja) 硫酸の生成および金属の回収のために高温圧力浸出を使用する元素硫黄含有材料の処理
RU2265068C1 (ru) Способ переработки упорного минерального сырья, содержащего металлы
RU2740930C1 (ru) Способ переработки пиритных огарков
US3642435A (en) Method of recovering water-soluble nonferrous metal sulfates from sulfur-bearing ores
RU2732819C1 (ru) Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя
US4579589A (en) Process for the recovery of precious metals from a roaster calcine leach residue
RU2353679C2 (ru) Извлечение металлов из сульфидных материалов
RU2657254C1 (ru) Способ извлечения золота из упорных серебросодержащих сульфидных руд концентратов и вторичного сырья
US4085188A (en) Reduction leaching of raw sea nodules with sulfides
RU2749310C2 (ru) Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата
EA041003B1 (ru) Способ автоклавной переработки углистых золотосодержащих концентратов с использованием дополнительного реагента-окислителя
JP4232694B2 (ja) 黄銅鉱を含む硫化銅鉱の浸出方法
RU2601526C1 (ru) Комбинированный способ переработки труднообогатимых свинцово-цинковых руд
KR101603003B1 (ko) 니켈 저함량 재료로부터 니켈을 분리하는 방법
RU2337156C1 (ru) Способ чанового бактериального выщелачивания сульфидсодержащих продуктов
RU2339708C1 (ru) Способ выщелачивания продуктов, содержащих сульфиды металлов
RU2802924C1 (ru) Способ переработки золотосодержащих концентратов