RU2733855C1 - Способ извлечения золота и серебра из активных углей - Google Patents
Способ извлечения золота и серебра из активных углей Download PDFInfo
- Publication number
- RU2733855C1 RU2733855C1 RU2019119795A RU2019119795A RU2733855C1 RU 2733855 C1 RU2733855 C1 RU 2733855C1 RU 2019119795 A RU2019119795 A RU 2019119795A RU 2019119795 A RU2019119795 A RU 2019119795A RU 2733855 C1 RU2733855 C1 RU 2733855C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- coal
- concentration
- solutions
- gold
- silver
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 60
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 59
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 34
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 33
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 30
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 21
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 96
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims abstract description 63
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 10
- 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 claims abstract description 8
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims abstract description 8
- 238000010828 elution Methods 0.000 claims abstract description 5
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 238000009434 installation Methods 0.000 claims description 15
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 6
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims description 3
- 239000003480 eluent Substances 0.000 claims 2
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 26
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 11
- PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N gold silver Chemical group [Ag].[Au] PQTCMBYFWMFIGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 4
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 24
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 19
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 230000002572 peristaltic effect Effects 0.000 description 10
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 8
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 7
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 6
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 5
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HJPBEXZMTWFZHY-UHFFFAOYSA-N [Ti].[Ru].[Ir] Chemical compound [Ti].[Ru].[Ir] HJPBEXZMTWFZHY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 2
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011835 investigation Methods 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- IANUMTRPEYONHL-UHFFFAOYSA-N oxygen(2-) ruthenium(3+) titanium(4+) Chemical compound [O-2].[Ti+4].[Ru+3] IANUMTRPEYONHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 244000024675 Eruca sativa Species 0.000 description 1
- 241000982035 Sparattosyce Species 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005904 alkaline hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
- C22B3/24—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition by adsorption on solid substances, e.g. by extraction with solid resins
-
- 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
- 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
Изобретения относятся к металлургии благородных металлов и предназначены для извлечения золота и серебра из фазы активных углей. Переработка активного угля, насыщенного в цианистых растворах, включает электроэлюирование благородных металлов тиокарбамидно-щелочно-цианистыми растворами при температуре 80-100°С и атмосферном давлении в замкнутом цикле. Электроэлюирование проводят в две стадии: на 1-й стадии ведут электроэлюирование серебра растворами гидроксида и цианида натрия при концентрации каждого 0,5-10 г/л, на 2-й стадии в циркулирующие растворы добавляют тиокарбамид и проводят электроэлюирование золота, причем концентрацию тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия поддерживают 0,5-10 г/л каждого. При использовании бедного по серебру угля с массовым отношением Ag:Au менее 2, электроэлюирование золота проводят при концентрации тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия 0,5-10 г/л каждого. Изобретения позволяют повысить эффективность электроэлюирования сереброзолотосодержащего угля, сократить продолжительность процесса при снижении расхода реагентов. 2 н. и 4 з.п. ф-лы, 2 табл., 2 пр.
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и в частности может быть использовано для извлечения золота и серебра из фазы активных углей, насыщенных в цианистых растворах и пульпах.
Известны промышленно освоенные способы-аналоги переработки серебро- и золотосодержащих углей, включающие операцию элюирования в замкнутом цикле с электроосаждением (электроэлюирование). В известном способе] [1-2] проводят электроэлюирование растворами NaOH до истощения циркулирующих растворов по золоту и серебру. Недостатком способа является автоклавное условия его реализации при температуре растворов 140-150°С и давлений 5 МПа, что обусловливает сложность и дороговизну аппаратурного оформления, повышает требования к охране труда.
В известном способе [3-4], реализуемом при температуру 90-100°С и атмосферном давлении, проводят электроэлюирование благородных металлов растворами NaOH и NaCN до истощения циркулирующих растворов по золоту. Недостатком способа является низкая эффективность элюированця (десорбции) золота при высокой продолжительности процесса 36-72 ч.
Наиболее близким к заявляемому способу является способ-прототип [5-6], испытанный в промышленном масштабе. Способ состоит в электроэлюировании золота из угля тиокарбамидно-щелочно-цианистыми растворами при температуре 90-100°С и атмосферном давлении, при этом тиокарбамид (CS(NH2)2) и гидроксид натрия подают разово в начале процесса до концентрации каждого из них 20-30 г/л, цианид натрия подается в один или два приема в концентрации 6-30 г/л. Использование тиокарбамида по сравнению со способом [3-4] позволяет существенно повысить эффективность десорбции золота и сократить продолжительность в 2-3 раза до 16-32 ч.
Недостатком способа-прототипа является существенное снижение показателей процесса десорбции при наличии значимых содержаний серебра в активном угле (массовое отношение Ag:Au более 2). Это связано с деструкцией тиокарбамида до водорастворимых сульфидов (S2-) при высокой концентрации которых, начинается образование нерастворимого осадка Ag2S в циркулирующих растворах и непосредственно в фазе угле, в результате чего поры угля закупориваются и извлечение золота и серебра на катоды кратно снижается [5-6].
Другим недостатком способа-прототипа является нецелевой расход реагентов (тиокарбамид, гидроксид и цианид натрия) при) повышенных концентрациях более 10 г/л, т.к. тиокарбамид разлагается с образованием углекислого газа, сероводорода и аммиака:
Сероводород и углекислый газ при этом связываются гидроксидом натрия, вызывая его расход, а образовавший сульфид реагируют с цианидом натрия так, что суммарная реакция выглядит следующим образом:
Параллельно протекает щелочной гидролиз тиокарбамида и реакции, обусловленные электрическим током в электролизерах.
При промышленных испытаниях способа-прототипа расход реагентов на 1 т угля составил, кг: NaCN - 44; CS(NH2)2 - 95; NaOH - 91.
Задачей предлагаемого изобретения являлась адаптация метода для сереброзолотосодержащих углей за счет проведения двухстадиального электроэлюирования, причем на первой стадии процесс осуществляют без добавок тиокарбамида.
Технический результат достигается тем, что на первой стадии серебро достаточно эффективно извлекают на катод из фазы угля с помощью щелочно-цианистых растворов, в которые не был добавлен тиокарбамид как источник серы, что исключает образование сульфидов, в частности осадка Ag2S. После извлечения на катод большей части серебра, не прерывая процесса, в циркулирующие растворы добавляют тиокарбамид, который повышает эффективность десорбции золота и проводят электроэлюирование золота. В итоге оба металла оказываются количественно извлечены на катод, а уголь обезметаллен в требуемой степени более 90-95%.
Другой задачей изобретения являлось снижение расхода реагентов за счет изменения режима подачи реагентов.
Технический результат в данном случае обусловлен тем, что при концентрации тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия выше 10 г/л их деструкция (в частности по реакциям 1 и 2) заметно ускоряется, и нецелевой расход реагентов возрастает. Результат достигается путем поддержания оптимальной (пониженной в сравнении с прототипом) рабочей концентрации реагентов в циркулирующих растворах, которая находится в пределах 0,5-10 г/л, в зависимости от типа угля. Благодаря этому происходит снижение расхода реагентов без снижения показателей извлечения золота и серебра.
Способ подтверждается следующими примерами.
ПРИМЕР №1
По способу-прототипу (пример №1.1) проводили переработку сереброзолотосодержащего активного угля, получаемого на одной из ЗИФ при насыщении цианистых растворов. Насыпная плотность угля составляла 0,58 т/м3, массовая доля Ag - 11,7 кг/т, Au - 1,84 кг/т. Электроэлюирование проводили при температуре 80-90°С в установке, состоящей из одной десорбционной колонки с объемом угля 100 мл и одного электролизера объемом 40 мл, оснащенного листовыми нержавстальными анодами и катодами из нержавстальной сетки 0,6×0,6 мм.
Реагенты вносили в виде исходного раствора с концентрацией CS(NH2)2 - 27 г/л, NaOH - 26 г/л, NaCN - 6 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,40 л/ч. Через 12 ч повторно подавали NaCN в количестве 6 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л, что заняло 16 ч.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,35 кг/т, Ag - 6,42 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 81,0%, Ag - 45,1%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 95; NaOH - 91; NaCN - 44.
По предлагаемому способу (пример №1.2) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях, но в 2 стадии.
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 10 г/л, NaCN - 10 г/л в количестве 0,32 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,37 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 10 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы вносили CS(NH2)2 до его рабочей концентрации 10 г/л и поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 16 ч.
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,10 кг/т, Ag - 0,32 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,6%, Ag - 97,3%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 72; NaOH - 69 (что в 1,3 раза меньше, чем по прототипу), расход NaCN - 46 (на том же уровне).
По предлагаемому способу (пример №1.3) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные рутениево-титановые аноды (ОРТА).
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 1 г/л, NaCN - 1 г/л в количестве 0,32 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,37 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 1 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы вносили CS(NH2)2 до его рабочей концентрации 10 г/л и поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 16 ч.
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,12 кг/т, Ag - 0,53 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,5%, Ag - 95,5%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 31; NaOH - 23; NaCN - 28 (что в 1,6-4,0 раза меньше, чем по прототипу).
ПРИМЕР №2
По способу-прототипу (пример №2.1) проводили переработку золотосодержащего активного угля, получаемого на одной из ЗИФ при сорбционном цианировании промпродукта гравитационного обогащения руды. Насыпная плотность угля составляла 0,66 т/м3, массовая доля Au - 4,74 кг/т, Ag - 0,92 кг/т.Электроэлюирование проводили при температуре 90-100°С в установке, состоящей из одной десорбционной колонки с объемом угля 100 мл и одного электролизера объемом 40 мл, оснащенного листовыми нержавстальными анодами и катодами из нержавстальной сетки 0,6×0,6 мм.
Реагенты вносили в виде исходного раствора с концентрацией CS(NH2)2 - 27 г/л, NaOH - 26 г/л, NaCN - 6 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,40 л/ч. Через 12 ч повторно подавали NaCN в количестве 6 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,28 кг/т, Ag -0,19 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,1%, Ag - 79,3%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 95; NaOH - 91; NaCN - 44.
По предлагаемому способу (пример №2.2) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные рутениево-титановые аноды (ОРТА).
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH2)2 - 5 г/л, NaOH - 5 г/л, NaCN - 5 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,44 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 5 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,26 кг/т, Ag - 0,21 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,5%, Ag - 77,2%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 61; NaOH - 46 (что в 1,4-1,6 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 48 (на том же уровне).
По предлагаемому способу (пример №2.3) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные иридиево-рутениево-титановые аноды (ОИРТА).
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH2)2 - 2 г/л, NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,44 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 2 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,29 кг/т, Ag - 0,17 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,9%, Ag - 81,5%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 59; NaOH - 43 (что в 1,6-2,1 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 42 (на том же уровне).
По предлагаемому способу (пример №2.4) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. Переработку вели в 2 стадии.
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 0,35 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,42 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 1 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы добавляли CS(NH2)2 до его рабочей концентрации 10 г/л к: поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 24 ч.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au -г 0,37 кг/т, Ag - 0,18 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 92,2%, Ag - 80,4%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 50; NaOH - 41 (что в 1,5-2,3 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 44 (на том же уровне). Данный пример показывает, что для углей, содержащих относительно малые количества серебра - двухстадийный процесс менее эффективен, т.к. при близком расходе реагентов и продолжительности процесса (по примеру 2.3) остаточное содержание Au в угле повысилось с 0,29 до 0,37 мг/г, а извлечение металла снизилось на 1,7%.
По предлагаемому способу (пример №2.5) тот же уголь перерабатывали в установке, моделирующей непрерывный режим работы с противоточным движением угля и циркулирующего раствора. Установка состояла из 4-х последовательно соединенных десорберов с загрузкой угля по 250 мл и 4-х последовательно соединенных электролизеров объемом по 40 мл, оснащенных оксидными иридиево-рутениево-титановыми анодами (ОИРТА) и катодами из нержавстальной сетки.
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH2)2 - 2 г/л, NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 1 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 4,0 л/ч. Концентрацию золота в разгрузке электролиза поддерживали на уровне 1-5 мг/л Реагенты подавали непрерывно с помощью перистальтических насосов в питание десорберов. С целью соблюдения водного баланса, а также обновления циркулирующих растворов, из разгрузки электролизеров с помощью перистальтического насоса откачивался отработанный раствор в объеме 0,13 л/ч. Рабочая концентрация каждого из реагентов в циркулирующих растворах составляла 1-2 г/л. Условно непрерывный противоточный режим процесса обеспечивался передвижкой угля, которую осуществляли раз в 6 ч передвигая уголь целиком из каждого десорбера. Освободившийся десорбер заполняли свежей порцией насыщенного угля. Таким образом время пребывания угля в процессе составляло 24 ч. В промышленных условиях передвижка угля между десорберами должна осуществляться насосами (периодически или непрерывно) без простоев установки, что обеспечивает непрерывность процесса электроэлюирования.
Опыт продолжали в течение 98 ч, в установившемся режиме получен уголь со средним остаточным содержанием Au - 0,30 кг/т, Ag - 0,18 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,7%, Ag - 80,4%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 62; NaOH - 40 (что в 1,5-2,3 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 40 (на том же уровне).
Рассмотренные примеры показывают, что в сравнении со способом-прототипом [5-6] предлагаемое изобретение позволило:
• Осуществить эффективную переработку сереброзолотосодержащего угля. Извлечение серебра повышено с 45,1 до 95,5-97,3%, золота - с 81,0 до 93,5-94,6%. Следует отметить, что серебро сопутствует золоту в рудах в большинстве случаев, поэтому переработка углей, содержащих золото и серебро, является рядовой.
• Снизить расход CS(NH2)2 и NaOH в 1,3-4,0 раза при сохранении эффективности процесса электроэлюирования благородных металлов. Расход NaCN в одном случае был снижен в 1,6 раза, в остальных случаях составил близкую с прототипом величину.
По сравнению со способом-аналогом [1-2], предусматривающими переработку угля в автоклавных условиях, предлагаемое изобретение позволяет существенно упростить и удешевить аппаратурное оформление и эксплуатационные затраты в части охраны труда за счет снижен* [я температуры процесса до 80-100°С, т.е. отказа от проведения процесса в автоклаве - источнике повышенной опасности для персонала.
Дешевое аппаратурное оформление позволяет организовать процесс электроэлюирования в установках непрерывного действия, которые дополнительно удешевляют производство при относительно больших потоках активного угля (более 3-5 т в сутки) за счет упрощения обслуживания технологии.
По сравнению со способом-аналогом [3-4] предлагаемое изобретение позволяет существенно повысить эффективность электроэлюирования и сократить продолжительность с 36-72 до 16-24 ч.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Daxter К., Ladyman R., Siddall G.B. Integral Pressure Electrovjinning at update of the Status of the technology // Randol Gold Forum'96. Olimpik Valley, California, USA, 1996. p. 431-438
2. Автоклавная десорбция золота из насыщенных активированных углей, Барченков В. В. Золотодобыча, №219, Февраль, 2017. URL: https://zolotodb.ru/article/11603 (дата обращения 24.05.2019)
3. Zadra J.В. A process for the recovery of gold from activated carbon by leaching and electrolysis // U. S. Bureau of Mines Reports of Investigations, 4672 - 1950, April. - p. 4672-4677
4. Zadra J., Engel A., Heinen H. // Ibid. 1952. №4843. - 32 p.
5. P.D. Руке, C. Swaminathan, R.F. Johnston, An investigation into alternative eluants from activated carbon at atmospheric pressure / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 837-849.
6. P.D. Pyke, R.F. Johnston, C. Swaminathan, Pilot and full scale jjlant trials using thiourea enhanced Zadra stripping of activated carbon / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 851-858.
Claims (6)
1. Способ переработки активного угля, насыщенного в цианистых растворах и пульпах, включающий электроэлюирование благородных металлов тиокарбамидно-щелочно-цианистыми растворами при температуре 80-100°С и атмосферном давлении в замкнутом цикле, отличающийся тем, что электроэлюирование проводят в две стадии: на 1-й стадии ведут электроэлюирование серебра растворами гидроксида и цианида натрия при концентрации каждого 0,5-10 г/л, на 2-й стадии в циркулирующие растворы добавляют тиокарбамид и проводят электроэлюирование золота, причем концентрацию тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия поддерживают 0,5-10 г/л каждого.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что процесс электэоэлюирования проводят в периодическом режиме до истощения циркулирующих растворов по золоту и серебру до их концентрации менее 5 мг/л, затем процесс прекращают, выгружают обезметалленный уголь, загружают новую порцию насыщенного угля и процесс электроэлюирования повторяют.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что процесс электэоэлюирования проводят в непрерывном режиме в установке из последовательно установленных десорберов и последовательно установленных электролизеров, при этом организуют противоточное движение угля и элюента, а процесс постоянно ведут до остаточной концентрации золота и серебра в циркулирующих растворах менее 5 мг/л, при этом уголь могут подавать и выводить из установки непрерывно.
4. Способ переработки активного угля, насыщенного в цианистых растворах, включающий электроэлюирование благородных металлов тиокарбамидно-щелочно-цианистыми растворами при температуре 80-100°С и атмосферном давлении в замкнутом цикле, отличающийся тем, что используют бедный по серебру уголь с массовым отношением Ag:Au менее 2, при этом электроэлюирование золота проводят при концентрации тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия 0,5-10 г/л каждого.
5. Способ по п. 4, отличающийся тем, что процесс электроэлюирования проводят в периодическом режиме до истощения циркулирующих растворов по золоту и серебру до их концентрации менее 5 мг/л, затем процесс прекращают, выгружают обезметалленный уголь, загружают новую порцию насыщенного угля и процесс электроэлюирования повторяют.
6. Способ по п. 4, отличающийся тем, что процесс электроэлюирования проводят в непрерывном режиме в установке из последовательно установленных десорберов и последовательно установленных электролизеров, при этом организуют противоточное движение угля и элюента, а электролиз постоянно ведут до остаточной концентрации золота и серебра в циркулирующих растворах менее 5 мг/л, при этом уголь могут подавать и выводить из установки непрерывно.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019119795A RU2733855C1 (ru) | 2019-06-24 | 2019-06-24 | Способ извлечения золота и серебра из активных углей |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019119795A RU2733855C1 (ru) | 2019-06-24 | 2019-06-24 | Способ извлечения золота и серебра из активных углей |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2733855C1 true RU2733855C1 (ru) | 2020-10-07 |
Family
ID=72926824
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2019119795A RU2733855C1 (ru) | 2019-06-24 | 2019-06-24 | Способ извлечения золота и серебра из активных углей |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2733855C1 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2786561C1 (ru) * | 2020-11-23 | 2022-12-22 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ десорбции золота и серебра из насыщенного активированного угля |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5073354A (en) * | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
| RU2131938C1 (ru) * | 1993-09-21 | 1999-06-20 | Ю Эм Инжиниринг С.А. | Способ элюирования драгоценных металлов, адсорбированных на активном угле |
| RU2196838C2 (ru) * | 2000-05-03 | 2003-01-20 | Иркутский государственный технический университет | Способ десорбции цианистого комплекса серебра из активированных углей |
| CA2898409A1 (en) * | 2013-02-28 | 2014-09-04 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method of eluting gold and silver and method of recovering gold and silver using the same |
| CN108660482A (zh) * | 2018-02-26 | 2018-10-16 | 山东黄金归来庄矿业有限公司 | 吸附于柱状活性炭的贵金属的提取方法 |
-
2019
- 2019-06-24 RU RU2019119795A patent/RU2733855C1/ru active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5073354A (en) * | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
| RU2131938C1 (ru) * | 1993-09-21 | 1999-06-20 | Ю Эм Инжиниринг С.А. | Способ элюирования драгоценных металлов, адсорбированных на активном угле |
| RU2196838C2 (ru) * | 2000-05-03 | 2003-01-20 | Иркутский государственный технический университет | Способ десорбции цианистого комплекса серебра из активированных углей |
| CA2898409A1 (en) * | 2013-02-28 | 2014-09-04 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method of eluting gold and silver and method of recovering gold and silver using the same |
| CN108660482A (zh) * | 2018-02-26 | 2018-10-16 | 山东黄金归来庄矿业有限公司 | 吸附于柱状活性炭的贵金属的提取方法 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| PYKE P. D. et al. An investigation into alternative eluants from activated carbon at atmospheric pressure. MINERALS ENGINEERING, 1997, vol.10, No.8, pp.837-849. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2786561C1 (ru) * | 2020-11-23 | 2022-12-22 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ десорбции золота и серебра из насыщенного активированного угля |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2821042A1 (en) | Gold and silver electrorecovery from thiosulfate leaching solutions | |
| KR102243077B1 (ko) | 폐인쇄회로기판의 중요 금속 회수방법 | |
| RU2357012C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из отходов радиоэлектронной промышленности | |
| CN103194770A (zh) | 从低品位含铜难处理金矿氨氰浸出矿浆中电积提金的工艺 | |
| CN111270071A (zh) | 一种从含金贵液中回收金的方法 | |
| AU2017281847A1 (en) | Methods, materials and techniques for precious metal recovery | |
| RU2733855C1 (ru) | Способ извлечения золота и серебра из активных углей | |
| CN105378121A (zh) | 制备含金溶液的方法以及用于回收金和银的工艺设备 | |
| RU2490344C1 (ru) | Способ извлечения золота из руд и продуктов их переработки | |
| US20090032403A1 (en) | Uranium recovery using electrolysis | |
| RU2385961C2 (ru) | Способ переработки золотомедистых руд | |
| GB2349876A (en) | Recovering noble metals from ores using thiourea | |
| AU642278B2 (en) | A process for the enhanced production of silver from gold and silver bearing ore | |
| RU2123060C1 (ru) | Способ извлечения золота из цианистых растворов или пульп, содержащих медь | |
| RU2443791C1 (ru) | Способ кондиционирования цианидсодержащих оборотных растворов переработки золотомедистых руд с извлечением золота и меди и регенерацией цианида | |
| RU2460814C1 (ru) | Способ извлечения золота из цианидных растворов c присутствующей в них растворенной ртутью | |
| RU2628946C2 (ru) | СПОСОБ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЧИСТОГО ЭЛЕКТРОЛИТА CuSO4 ИЗ МНОГОКОМПОНЕНТНЫХ РАСТВОРОВ И ЕГО РЕГЕНЕРАЦИЯ ПРИ ПОЛУЧЕНИИ КАТОДНОЙ МЕДИ ЭЛЕКТРОЛИЗОМ С НЕРАСТВОРИМЫМ АНОДОМ | |
| RU2510669C2 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из упорного сырья | |
| RU2680552C1 (ru) | Способ получения серебра и металлов платиновой группы | |
| CN115232978B (zh) | 一种高银铜钙复杂载金炭高效提取金银铜方法 | |
| CN1079439C (zh) | 从含金物中无氰浸提金的方法 | |
| CN117551884A (zh) | 一种铂钯富集提纯的方法 | |
| CN112575184B (zh) | 一种含金硫化矿炭浸法提金载金炭高效解吸方法 | |
| JP2015048524A (ja) | 活性炭に吸着された金の回収方法 | |
| WO2008103873A1 (en) | Process for recovery of metal-containing values from minerals and ores |