JPH01156432A - 分離方法 - Google Patents
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- JPH01156432A JPH01156432A JP63280231A JP28023188A JPH01156432A JP H01156432 A JPH01156432 A JP H01156432A JP 63280231 A JP63280231 A JP 63280231A JP 28023188 A JP28023188 A JP 28023188A JP H01156432 A JPH01156432 A JP H01156432A
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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
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- 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
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- Engineering & Computer Science (AREA)
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- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
[発明の概要コ
硫砒鉄鉱または黄鉄鉱鉱石から金または他の貴金属を分
離する方法、酸素化条件下でアルカリ溶液を用いて鉱石
を処理してスルフィドマトリックスを破壊する。鉱石を
調整して0.6=1〜1.0:1の初発塩基:スルフィ
ド硫黄化学量論比を有するものとして金または他の貴金
属の可溶化を最大にする。その後結果的に得られる溶液
から金属を抽出する。
離する方法、酸素化条件下でアルカリ溶液を用いて鉱石
を処理してスルフィドマトリックスを破壊する。鉱石を
調整して0.6=1〜1.0:1の初発塩基:スルフィ
ド硫黄化学量論比を有するものとして金または他の貴金
属の可溶化を最大にする。その後結果的に得られる溶液
から金属を抽出する。
[産業上の利用分野]
本発明は、抵抗性たり得る鉱石から金または他の貴金属
を分離する方法および随伴材料に関する。
を分離する方法および随伴材料に関する。
[従来の技術と課題]
シアン化物溶液を用いる処理により金または貴金属をそ
の鉱石から分離するのが一般的であるが、金属はシアン
化物と共に可溶性複合体を形成し、続いてこれは溶液か
ら抽出される。しかしながら、ある種の金含有鉱石(一
般に「抵抗性」と称される)はシアン化に適切ではなく
、結果的に低いか全くない金の溶解しか与えない。
の鉱石から分離するのが一般的であるが、金属はシアン
化物と共に可溶性複合体を形成し、続いてこれは溶液か
ら抽出される。しかしながら、ある種の金含有鉱石(一
般に「抵抗性」と称される)はシアン化に適切ではなく
、結果的に低いか全くない金の溶解しか与えない。
鉱石が抵抗性である一つの理由は、スルフィドマトリッ
クス内に金が収蔵され、シアン化物によるリーチングに
不向きである点である。黄鉄鉱および硫砒鉄鉱を用いる
場合にこれは最も頻繁に生起する。更に場合によっては
、シアン化はコストのかかる技術であり、ある種の鉱物
および状況に対し適切ではない、また、シアン化物は毒
性が高く、これらの使用は環境問題を生起し得る。
クス内に金が収蔵され、シアン化物によるリーチングに
不向きである点である。黄鉄鉱および硫砒鉄鉱を用いる
場合にこれは最も頻繁に生起する。更に場合によっては
、シアン化はコストのかかる技術であり、ある種の鉱物
および状況に対し適切ではない、また、シアン化物は毒
性が高く、これらの使用は環境問題を生起し得る。
抵抗性の鉱物に対する原則的なシアン化物抽出プロセス
は、(a)粉砕した鉱石を焼成した後にシアン化し、(
b)通常は約200℃で硫酸および酸素を用いる粉砕鉱
石の処理を含む鉱石の酸加圧リーチングを行った後に中
和残渣のシアン化を行うものである0本発明は、アルカ
リ条件下での改良された貴金属抽出プロセスを提供し、
これは、焼成およびシアン化のような従来のプロセスの
欠点の幾つかを回避または低減する。
は、(a)粉砕した鉱石を焼成した後にシアン化し、(
b)通常は約200℃で硫酸および酸素を用いる粉砕鉱
石の処理を含む鉱石の酸加圧リーチングを行った後に中
和残渣のシアン化を行うものである0本発明は、アルカ
リ条件下での改良された貴金属抽出プロセスを提供し、
これは、焼成およびシアン化のような従来のプロセスの
欠点の幾つかを回避または低減する。
[課題を解決するための手段]
よって本発明によれば、硫砒鉄鉱または黄鉄鉱鉱石およ
び随伴する材料から金または他の貴金属を分離するに際
し、(a)アルカリ溶液を用いて鉱石を処理すると共に
混合物に酸素含有ガスをバブルして通しスルフィドマト
リックスを破壊し、(b)0.6:1〜1.0:1の初
発塩基:スルフィド硫黄化学量論比を有する鉱石を用い
て金または他の貴金属の可溶化を最大にし、(c)結果
的に得られる溶液から金または他の貴金属を抽出する工
程からなることを特徴とする金または他の貴金属の分離
方法が提供される。
び随伴する材料から金または他の貴金属を分離するに際
し、(a)アルカリ溶液を用いて鉱石を処理すると共に
混合物に酸素含有ガスをバブルして通しスルフィドマト
リックスを破壊し、(b)0.6:1〜1.0:1の初
発塩基:スルフィド硫黄化学量論比を有する鉱石を用い
て金または他の貴金属の可溶化を最大にし、(c)結果
的に得られる溶液から金または他の貴金属を抽出する工
程からなることを特徴とする金または他の貴金属の分離
方法が提供される。
工程(a)および(b)完逐後は溶液を中性のpHすな
わち約7とするのが望ましい。
わち約7とするのが望ましい。
アルカリ溶液は、水酸化ナトリウム、水酸化カリウム、
炭酸カリウム、炭酸ナトリウム、水酸化アンモニウムま
たは前記化合物の混合物とし得る。プロセスに使用する
温度、圧力並びにリーチ時間は、処理する特定の鉱石に
依存する。
炭酸カリウム、炭酸ナトリウム、水酸化アンモニウムま
たは前記化合物の混合物とし得る。プロセスに使用する
温度、圧力並びにリーチ時間は、処理する特定の鉱石に
依存する。
よって好ましくは、硫砒鉄鉱は、アルカリ溶液を用い7
0〜90℃で大気圧下で数時間処理するが、黄鉄鉱は、
150℃に至る温度および60QkPaの酸素過圧を必
要としリーチ時間は一層短い。
0〜90℃で大気圧下で数時間処理するが、黄鉄鉱は、
150℃に至る温度および60QkPaの酸素過圧を必
要としリーチ時間は一層短い。
[作用効果]
硫砒鉄鉱鉱石又は黄鉄鉱鉱石のような抵抗性鉱石をアル
カリ溶液で処理してスルフィドマトリックスを破壊する
と共に金粒子の遊離を図ることができる。その後金をシ
アン化により残渣から分離し得る。しかしながら、驚く
べきことに本発明にあっては、ある種のアルカリ処理条
件下で遊離した金は固体残渣の一部を形成するより寧ろ
可溶化される傾向があることが分った。
カリ溶液で処理してスルフィドマトリックスを破壊する
と共に金粒子の遊離を図ることができる。その後金をシ
アン化により残渣から分離し得る。しかしながら、驚く
べきことに本発明にあっては、ある種のアルカリ処理条
件下で遊離した金は固体残渣の一部を形成するより寧ろ
可溶化される傾向があることが分った。
換言すれば、条件を密接に調節することにより、2段プ
ロセスすなわちスルフィドマトリックスを破壊する予備
処理および続く金を可溶化するシアン化より寧ろ1段プ
ロセスを使用することによって金を抽出可能な形態に置
くことができる。
ロセスすなわちスルフィドマトリックスを破壊する予備
処理および続く金を可溶化するシアン化より寧ろ1段プ
ロセスを使用することによって金を抽出可能な形態に置
くことができる。
[実施例]
例のみとする様式によって本発明をここに説明する。添
付図面は、本発明によるプロセスの概略図を示す。
付図面は、本発明によるプロセスの概略図を示す。
分離に際し使用した供給材料は、南西アジア鉱山由来の
黄鉄鉱金濃縮物とした。この濃縮物は約45%の黄鉄鉱
およびトン当り15.3グラムの金を含有していた。こ
の濃縮物の詳細を第1表に示す、サンプルの検定および
分析は、約45%の黄鉄鉱と共に約50%の正長石およ
び残渣を示した。
黄鉄鉱金濃縮物とした。この濃縮物は約45%の黄鉄鉱
およびトン当り15.3グラムの金を含有していた。こ
の濃縮物の詳細を第1表に示す、サンプルの検定および
分析は、約45%の黄鉄鉱と共に約50%の正長石およ
び残渣を示した。
バスケルビレとリンドセイ製のチタンオートクレーブ中
にてバッチ様式で実験を行った。黄鉄鉱全濃縮物(50
g)および炭酸ナトリウム溶液(500ml)をオート
クレーブ本体に添加した後に、オートクレーブを組み上
げて加圧しな、その後インペラを用いて反応体を撹拌し
、約150℃に加熱した6反応体に酸素を噴霧し、制御
した酸素流により一定圧力に維持しつつベント系を連続
的に分当り0.5リツトルで操作しな。
にてバッチ様式で実験を行った。黄鉄鉱全濃縮物(50
g)および炭酸ナトリウム溶液(500ml)をオート
クレーブ本体に添加した後に、オートクレーブを組み上
げて加圧しな、その後インペラを用いて反応体を撹拌し
、約150℃に加熱した6反応体に酸素を噴霧し、制御
した酸素流により一定圧力に維持しつつベント系を連続
的に分当り0.5リツトルで操作しな。
リーチ完遂に際し、オートクレーブの内容物をフラッシ
ュして排出しな、スラリを一過し、残渣を蒸溜水で洗浄
し、洗浄物を一過物と合せた。結果的に得られた溶液を
用い、金、チオ硫酸イオン並びに硫酸イオンについて分
析した。
ュして排出しな、スラリを一過し、残渣を蒸溜水で洗浄
し、洗浄物を一過物と合せた。結果的に得られた溶液を
用い、金、チオ硫酸イオン並びに硫酸イオンについて分
析した。
残渣の重量を測定し、全硫黄含量を分析した。
全抽出および黄鉄鉱分解パーセントは、溶液および残渣
の分析によって計算し得る。
の分析によって計算し得る。
全体的な化学量論的反応は次の通りと考えられる:
2Ff3S2+4N82 CO3+15/202−+F
ez 03+4Na 2 SO4+4C02よって、2
モルのFeS 2は4モルのNaz CO3と等量であ
り、1k(ItのFeS 2は1.767kaのNa2
Co、と等量である。よって、1トンの黄鉄鉱濃縮物(
検定による測定では476 kgのFeS2を含有する
)は841kqのNaz calと等量である。
ez 03+4Na 2 SO4+4C02よって、2
モルのFeS 2は4モルのNaz CO3と等量であ
り、1k(ItのFeS 2は1.767kaのNa2
Co、と等量である。よって、1トンの黄鉄鉱濃縮物(
検定による測定では476 kgのFeS2を含有する
)は841kqのNaz calと等量である。
計算されたヘッドは、溶液中の金の重量および固体中の
金の重量の合計の固体の初発重量に対する比率である。
金の重量の合計の固体の初発重量に対する比率である。
次の基本条件、リーチ時間60分、温度150℃、酸素
過圧6バール(600kPaに等しい)に対し、塩基の
化学量論を変化させて一連の実験を行った(第2表)、
第3〜6表に、時間に関する硫黄の変換および金の溶解
、温度、酸素過圧並びに塩基の化学量論に対する効果の
変動を示す。
過圧6バール(600kPaに等しい)に対し、塩基の
化学量論を変化させて一連の実験を行った(第2表)、
第3〜6表に、時間に関する硫黄の変換および金の溶解
、温度、酸素過圧並びに塩基の化学量論に対する効果の
変動を示す。
金および/または銀は、例えばポリスチレンまたはポリ
メチルメタクリレート樹脂とする強塩基または弱塩基樹
脂のような適切なイオン交換樹脂を使用するか、酸素の
非存在下で亜鉛粉末を添加することにより結果的に得ら
れる溶液から抽出し得る。溶液から貴金属を抽出するそ
の他の方法も使用することができる。
メチルメタクリレート樹脂とする強塩基または弱塩基樹
脂のような適切なイオン交換樹脂を使用するか、酸素の
非存在下で亜鉛粉末を添加することにより結果的に得ら
れる溶液から抽出し得る。溶液から貴金属を抽出するそ
の他の方法も使用することができる。
第2表は、塩基の化学量論が金の抽出に対し顕著な効果
を有することを示す、抽出の開始にあたって塩基を添加
することによりオートクレーブ内の最終pHを調節する
。低い塩基濃度はチオ硫酸イオンの酸化を生起し、金チ
オ硫酸複合体が形成されると考えられる。高すぎる塩基
濃度では、チオ硫酸イオンにより最終pHが金溶解の至
適範囲から外れるなめ、金の溶解は最少となる。
を有することを示す、抽出の開始にあたって塩基を添加
することによりオートクレーブ内の最終pHを調節する
。低い塩基濃度はチオ硫酸イオンの酸化を生起し、金チ
オ硫酸複合体が形成されると考えられる。高すぎる塩基
濃度では、チオ硫酸イオンにより最終pHが金溶解の至
適範囲から外れるなめ、金の溶解は最少となる。
第3表はパルプ密度の効果を示す(固体の重量/[固体
の重量子溶液の重量]xlOO%)。
の重量子溶液の重量]xlOO%)。
全抽出についての至適結果は、4を越えるパルプ密度で
得られた。
得られた。
第4表は酸素過圧の効果を示す、酸素過圧が増加すると
全抽出が臨界的に増加する傾向がある。
全抽出が臨界的に増加する傾向がある。
第5表は、温度が150℃を越えると全抽出は顕著に減
少することを示す、金チオ硫酸複合体およびチオ硫酸イ
オンの酸化のなめ溶液からの金の沈澱が生起することに
よると考えられる。
少することを示す、金チオ硫酸複合体およびチオ硫酸イ
オンの酸化のなめ溶液からの金の沈澱が生起することに
よると考えられる。
第6表は滞留時間の効果を示す、150″Cで滞留時間
が70分を越えると、金の溶解は顕著に低下する。恐ら
くこれはチオ硫酸イオンおよび金チオ硫酸複合体の酸化
によるものである。
が70分を越えると、金の溶解は顕著に低下する。恐ら
くこれはチオ硫酸イオンおよび金チオ硫酸複合体の酸化
によるものである。
第7表は、カナダ鉱山由来の黄鉄鉱全濃縮物からの金の
抽出に対する塩基化学量論の効果を示す更なる一連の結
果を示す、濃縮物は約80゜1%の黄鉄鉱とトン当り8
.5グラムの金を含有していた0反応条件は前記濃縮物
に類似し、リーチ時間30分、温度130℃、並びに酸
素過圧8バール(800kPaに等しい)とした。
抽出に対する塩基化学量論の効果を示す更なる一連の結
果を示す、濃縮物は約80゜1%の黄鉄鉱とトン当り8
.5グラムの金を含有していた0反応条件は前記濃縮物
に類似し、リーチ時間30分、温度130℃、並びに酸
素過圧8バール(800kPaに等しい)とした。
旌定堡孟玉
金 15.3c+ /濃H物1トン銀
5g/I縮物1上物1ト ン硫黄含量 25.4重量%、47.6%の黄鉄鉱のF
eS 2 と等量。
5g/I縮物1上物1ト ン硫黄含量 25.4重量%、47.6%の黄鉄鉱のF
eS 2 と等量。
硫酸イオン 0.9%
元素硫黄 0.01%未満
全炭素 0.1%未満
炭酸イオン 0.02%
原 スペクトルによる
Fe 20.10%(42,9%の黄鉄鉱のFeS
2と等量) 、As O,4%、Si ’I3.3%、
K4.9%、415.1%。
2と等量) 、As O,4%、Si ’I3.3%、
K4.9%、415.1%。
Xju[光ぶムL五
323X、Fe 21%、Si 1!11.K 8.9
X、AI 6.6%、Pb 1゜3%、Hg1.2X、
Ti 0.4%、Ca 0.3X、P 0.3X、Ha
O,IX。
X、AI 6.6%、Pb 1゜3%、Hg1.2X、
Ti 0.4%、Ca 0.3X、P 0.3X、Ha
O,IX。
及羞m二りゑ
主として黄鉄鉱およびフェルトスパー(正長石)、痕跡
量のカオリナイトおよびモスコバイト。
量のカオリナイトおよびモスコバイト。
第1図は本発明によるプロセスの概略を示す図である。
特許出願人 ザ ブリティッシュ ビトローリアムコ
ンパニー ピー、エル、シー。 図面の浄書(内容に変更なし) FIo、 1 鉱 物 壷 2FeS2 +3CO3+ 、02 →Fe203 +
2NQ2SO4−1−NQ2S20 + 3(:02手
続補補正− ■、事件の表示 ロ吊163年 特許側 第280231号2、発明の名
称 分離方法 3、補正をする者 事件との関係 特許比[臥 住所英国、イージー2ワイ 9ビーニー、ロンドン、ム
ーア レーン、ブリタニノク ハウス(無樹カ代表者
リチャード デイビフド クラック6行) 暎 圃 4、代理人
ンパニー ピー、エル、シー。 図面の浄書(内容に変更なし) FIo、 1 鉱 物 壷 2FeS2 +3CO3+ 、02 →Fe203 +
2NQ2SO4−1−NQ2S20 + 3(:02手
続補補正− ■、事件の表示 ロ吊163年 特許側 第280231号2、発明の名
称 分離方法 3、補正をする者 事件との関係 特許比[臥 住所英国、イージー2ワイ 9ビーニー、ロンドン、ム
ーア レーン、ブリタニノク ハウス(無樹カ代表者
リチャード デイビフド クラック6行) 暎 圃 4、代理人
Claims (7)
- (1)硫砒鉄鉱または黄鉄鉱鉱石および随伴する材料か
ら金または他の貴金属を分離するに際し、(a)アルカ
リ溶液を用いて鉱石を処理すると共に混合物に酸素含有
ガスをバブルして通しスルフィドマトリックスを破壊し
、(b)0.6:1〜1.0:1の初発塩基:スルフィ
ド硫黄化学量論比を有する鉱石を用いて金または他の貴
金属の可溶化を最大にし、(c)結果的に得られる溶液
から金または他の貴金属を抽出する工程からなることを
特徴とする金または他の貴金属の分離方法。 - (2)アルカリ溶液を水酸化ナトリウム、水酸化カリウ
ム、炭酸カリウム、ナトリウムカーボン、水酸化アンモ
ニウムまたはこれらの混合物とする請求項1記載の方法
。 - (3)プロセスの温度を70℃〜150℃とする請求項
1または2記載の方法。 - (4)結果的に得られる溶液が実質的に中性のpHを有
する請求項1〜3いずれかに記載の方法。 - (5)酸素過圧を0〜7バールとする請求項1〜4いず
れかに記載の方法。 - (6)初発塩基:スルフィド硫黄化学量論比を0.72
5〜0.850とする請求項1〜5いずれかに記載の方
法。 - (7)パルプ密度が4重量%を越える請求項1〜6いず
れかに記載の方法。
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
GB878726158A GB8726158D0 (en) | 1987-11-07 | 1987-11-07 | Separation process |
GB8726158 | 1987-11-07 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPH01156432A true JPH01156432A (ja) | 1989-06-20 |
Family
ID=10626634
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
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JP (1) | JPH01156432A (ja) |
BR (1) | BR8805792A (ja) |
GB (1) | GB8726158D0 (ja) |
ZA (1) | ZA888187B (ja) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2012214865A (ja) * | 2011-03-30 | 2012-11-08 | Jx Nippon Mining & Metals Corp | 金の浸出方法 |
WO2013129017A1 (ja) * | 2012-03-01 | 2013-09-06 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 活性炭に吸着された金の回収方法及びそれを用いた金の製造方法 |
JP2015214731A (ja) * | 2014-05-12 | 2015-12-03 | 住友金属鉱山株式会社 | 金の回収方法 |
WO2019064709A1 (ja) * | 2017-09-26 | 2019-04-04 | Jx金属株式会社 | 金の浸出方法および、金の回収方法 |
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US7722840B2 (en) | 2002-11-15 | 2010-05-25 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
AU2004309162B2 (en) * | 2003-12-23 | 2009-04-09 | Bateman Luxembourg Sa | A method of recovering metal values from refractory sulphide ores and concentrates |
BG66040B1 (en) * | 2005-03-18 | 2010-11-30 | Владко ПАНАЙОТОВ | METHOD OF REDUCING OF PRECIOUS METALS OF SULPHIDE CONCENTRATES |
NZ611643A (en) | 2010-12-07 | 2014-06-27 | Barrick Gold Corp | Co-current and counter current resin-in-leach in gold leaching processes |
AR086933A1 (es) | 2011-06-15 | 2014-01-29 | Barrick Gold Corp | Metodo para recuperar metales preciosos y cobre de soluciones de lixiviado |
US10161016B2 (en) | 2013-05-29 | 2018-12-25 | Barrick Gold Corporation | Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores |
PE20211512A1 (es) | 2019-01-21 | 2021-08-11 | Barrick Gold Corp | Metodo para la lixiviacion con tiosulfato catalizado con carbon de materiales que contienen oro |
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---|---|---|---|---|
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US2777764A (en) * | 1954-07-09 | 1957-01-15 | American Cyanamid Co | Process of recovering precious metals from refractory source materials |
US2951741A (en) * | 1955-08-05 | 1960-09-06 | Metallurg Resources Inc | Process for treating complex ores |
AT212027B (de) * | 1959-05-29 | 1960-11-25 | Gerhard Dipl Ing Dr Tech Jangg | Verfahren zur Aufarbeitung von sulfidischen Erzen |
-
1987
- 1987-11-07 GB GB878726158A patent/GB8726158D0/en active Pending
-
1988
- 1988-10-27 EP EP88310129A patent/EP0316094A3/en not_active Ceased
- 1988-11-01 ZA ZA888187A patent/ZA888187B/xx unknown
- 1988-11-05 JP JP63280231A patent/JPH01156432A/ja active Pending
- 1988-11-07 BR BR888805792A patent/BR8805792A/pt not_active Application Discontinuation
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Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
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US9045811B2 (en) | 2011-05-30 | 2015-06-02 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Process of leaching gold |
US9593394B2 (en) | 2011-05-30 | 2017-03-14 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Process of leaching gold |
WO2013129017A1 (ja) * | 2012-03-01 | 2013-09-06 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 活性炭に吸着された金の回収方法及びそれを用いた金の製造方法 |
JPWO2013129017A1 (ja) * | 2012-03-01 | 2015-07-30 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 活性炭に吸着された金の回収方法及びそれを用いた金の製造方法 |
JP2015214731A (ja) * | 2014-05-12 | 2015-12-03 | 住友金属鉱山株式会社 | 金の回収方法 |
WO2019064709A1 (ja) * | 2017-09-26 | 2019-04-04 | Jx金属株式会社 | 金の浸出方法および、金の回収方法 |
AU2018340945B2 (en) * | 2017-09-26 | 2021-05-27 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Gold leaching method and gold recovery method |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
AU2452388A (en) | 1989-05-11 |
BR8805792A (pt) | 1989-08-01 |
GB8726158D0 (en) | 1987-12-09 |
ZA888187B (en) | 1990-07-25 |
AU621837B2 (en) | 1992-03-26 |
EP0316094A2 (en) | 1989-05-17 |
EP0316094A3 (en) | 1990-01-10 |
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