RU2069235C1 - Способ извлечения благородных металлов из руд, рудных концентратов или хвостовых отходов - Google Patents
Способ извлечения благородных металлов из руд, рудных концентратов или хвостовых отходов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2069235C1 RU2069235C1 SU5001855A RU2069235C1 RU 2069235 C1 RU2069235 C1 RU 2069235C1 SU 5001855 A SU5001855 A SU 5001855A RU 2069235 C1 RU2069235 C1 RU 2069235C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- pulp
- coal
- extraction
- leaching
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 35
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 33
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 21
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 63
- 239000012265 solid product Substances 0.000 claims abstract description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 74
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 24
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 21
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 20
- 238000010790 dilution Methods 0.000 claims description 15
- 239000012895 dilution Substances 0.000 claims description 15
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 claims description 8
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 claims description 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 7
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 5
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000000835 fiber Substances 0.000 claims description 3
- 238000011282 treatment Methods 0.000 claims description 3
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims 2
- 230000002265 prevention Effects 0.000 claims 1
- 235000021055 solid food Nutrition 0.000 claims 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 abstract description 160
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 140
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 abstract description 140
- 239000003245 coal Substances 0.000 abstract description 122
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 37
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 abstract description 27
- 239000011347 resin Substances 0.000 abstract description 16
- 229920005989 resin Polymers 0.000 abstract description 16
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 15
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 abstract description 4
- 238000007865 diluting Methods 0.000 abstract description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 abstract 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 35
- 239000012736 aqueous medium Substances 0.000 description 28
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 27
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 27
- 230000008569 process Effects 0.000 description 26
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 24
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 20
- 239000003463 adsorbent Substances 0.000 description 18
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 14
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 13
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 11
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 11
- 239000002270 dispersing agent Substances 0.000 description 10
- OKKJLVBELUTLKV-UHFFFAOYSA-N Methanol Chemical compound OC OKKJLVBELUTLKV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000001479 atomic absorption spectroscopy Methods 0.000 description 8
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 8
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 8
- PTTPXKJBFFKCEK-UHFFFAOYSA-N 2-Methyl-4-heptanone Chemical compound CC(C)CC(=O)CC(C)C PTTPXKJBFFKCEK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 7
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 6
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 150000002825 nitriles Chemical class 0.000 description 5
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 4
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 4
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002609 medium Substances 0.000 description 4
- 239000011368 organic material Substances 0.000 description 4
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 4
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 3
- 238000004380 ashing Methods 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 description 3
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- CSCPPACGZOOCGX-UHFFFAOYSA-N Acetone Chemical compound CC(C)=O CSCPPACGZOOCGX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 230000008859 change Effects 0.000 description 2
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 2
- 239000010883 coal ash Substances 0.000 description 2
- 238000009838 combustion analysis Methods 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 239000008139 complexing agent Substances 0.000 description 2
- 238000006392 deoxygenation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000029087 digestion Effects 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- LELOWRISYMNNSU-UHFFFAOYSA-N hydrogen cyanide Chemical compound N#C LELOWRISYMNNSU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 2
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 2
- 238000004445 quantitative analysis Methods 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 238000010561 standard procedure Methods 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 101100436333 Komagataella phaffii (strain GS115 / ATCC 20864) ATG26 gene Proteins 0.000 description 1
- WOFVPNPAVMKHCX-UHFFFAOYSA-N N#C[Au](C#N)C#N Chemical class N#C[Au](C#N)C#N WOFVPNPAVMKHCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229920000388 Polyphosphate Polymers 0.000 description 1
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 1
- 238000005299 abrasion Methods 0.000 description 1
- 239000002250 absorbent Substances 0.000 description 1
- 230000002745 absorbent Effects 0.000 description 1
- 239000011358 absorbing material Substances 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000006978 adaptation Effects 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000005388 borosilicate glass Substances 0.000 description 1
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 1
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 1
- 229920001429 chelating resin Polymers 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010668 complexation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 238000010411 cooking Methods 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 150000002343 gold Chemical class 0.000 description 1
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001788 irregular Effects 0.000 description 1
- 239000012633 leachable Substances 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000013618 particulate matter Substances 0.000 description 1
- 229920000642 polymer Polymers 0.000 description 1
- 239000001205 polyphosphate Substances 0.000 description 1
- 235000011176 polyphosphates Nutrition 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 1
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 1
- 239000013535 sea water Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- GCLGEJMYGQKIIW-UHFFFAOYSA-H sodium hexametaphosphate Chemical compound [Na]OP1(=O)OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])O1 GCLGEJMYGQKIIW-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- 235000019982 sodium hexametaphosphate Nutrition 0.000 description 1
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000001577 tetrasodium phosphonato phosphate Substances 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- SOBHUZYZLFQYFK-UHFFFAOYSA-K trisodium;hydroxy-[[phosphonatomethyl(phosphonomethyl)amino]methyl]phosphinate Chemical compound [Na+].[Na+].[Na+].OP(O)(=O)CN(CP(O)([O-])=O)CP([O-])([O-])=O SOBHUZYZLFQYFK-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
Images
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
- C22B11/042—Recovery of noble metals from waste materials
-
- 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
-
- 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
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- 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
-
- 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
-
- 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
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- 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
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Medicines That Contain Protein Lipid Enzymes And Other Medicines (AREA)
Abstract
Использование: касается извлечения благородных металлов из руд, рудных концентратов или хвостовых отходов. Суть: извлечение золота повышается до более высоких значений при разбавлении маточника на стадиях выщелачивания при цианидном выщелачивании золотых руд и извлечении золота из раствора. В зависимости от типа руды плотность пульпы уменьшают до 0,1-10% и выдерживают в течение времени с последующим традиционным извлечением углем из пульпы. Твердые продукты отделяют от разбавленного раствора и золото экстрагируют из раствора, используя уголь или ионообменную смолу. 6 з.п. ф-лы, 2 ил., 11 табл.
Description
Настоящее изобретение относится к усовершенствованиям в извлечении благородных металлов из руд и хвостовых отходов. Во всем описании под благородными металлами понимают золото, серебро и металлы платиновой группы.
Настоящее изобретение частично основано на открытии того, что благородные металлы в очень тонкой форме часто присутствуют в более высоких концентрациях, чем это обнаруживается при нормальном количественном анализе в обычных условиях.
Например, платиновые и золотые руды могут содержать больше металла, чем тот, что извлекается при традиционном мокром химическом анализе или при анализе сжиганием. Полагают, что когда имеются такие поглощающие металл материалы, как глина, уголь или сульфиды, в руде или других анализируемых металлах, некоторые из металлов при растворении адсорбируются на этих материалах и не определяются. В случае золота, выщелоченного в раствор водной средой при мокром анализе или цианидом в процессе цианидной экстракции, комплекс золота становится адсорбируемым глиной, углем, сульфидами или другим материалом, и поэтому не определяется при анализе в растворе. При анализе сжиганием, поскольку глина превращается в боросиликатное стекло в условиях сжигания, золото также теряется для определения по такой методике. Обычно золото выщелачивают с помощью цианидного процесса, обычно при плотности пульпы 35-50% оно может быть извлечено из выщелоченного раствора на последующей стадии при контактировании раствора или пульпы с активированным углем, обычно при концентрации от 10 до 20 г угля на литр раствора (процесс уголь в пульпу (СIР)), но в некоторых случаях используют до 40 г/л. Иногда уголь был добавлен также в контур выщелачивания (процесс CIL) при том же интервале концентраций, чтобы улучшить скорости выщелачивания, чтобы определенное золото соответствовало аналитическому показателю руды.
Были предложены конкретные обработки глинистых или сульфидных руд. В австралийском патенте N 569175 обрабатывают сульфидные руды на стадии окисления под давлением до выщелачивания цианидом. После выщелачивания пульпу разбавляют путем промывки для улучшения на последующей стадии загущения, после которой маточник отделяют от пульпы. Затем золото экстрагируют из раствора, а концентрированную пульпу обрабатывают углем в контуре выщелачивания при концентрации твердых 35-40% для дополнительной экстракции золота.
Традиционной методикой определения золота является или мокрый метод, при котором ведут выщелачивание в водную среду с последующим измерением растворенного золота атомно-абсорбционной спектроскопией или подобными методиками, или анализ методом сжигания. В некоторых случаях, когда извлечение золота с помощью CIP процесса не дает пробирный сорт, приспособление CIL процесса в дополнение к углю в контуре выщелачивания приводит в результате к повышению извлечения. Количество угля увеличивают в некоторых случаях до 40 г/л до тех пор, пока не достигнут извлечения богатого концентрата. В других случаях добавляли уголь при выщелачивании (CIL) для улучшения скоростей выщелачивания и скоростей извлечения золота, в результате чего снижается требующееся количество емкостей для контактирования с углем, что снижает капитальные затраты на оборудование установки по извлечению золота. Однако было обнаружено, что в некоторых случаях нежелательным увеличение загрузок угля в емкость для выщелачивания или на последующие стадии контактирования из-за образования тонких частиц угля при трении во время перемешивания пульпы. Происходящая в результате потеря угля с включенным в него золотом снижает эффективность процесса. Однако до настоящего изобретения не предполагалось, что имеются не определяемые количеством металла в некоторых образцах руды. Эти комментарии также применимы к рудным концентратам и хвостовым отходам.
Целью настоящего изобретения является улучшение скорости извлечения благородных металлов, включая золото, или других ценных металлов из руд, особенно руд, содержащих глины.
В другом аспекте настоящее изобретение обеспечивает способ извлечения металла методом выщелачивания, в котором устанавливают плотность пульповой пасты ниже 15% до, во время или в конце стадии выщелачивания и после стадии выщелачивания устраняются локализованные зоны высокой плотности пульпы.
Пульпу определяют как смесь одного или более твердых веществ с одной или более жидкостями. Плотность пульпы определяется Артуром Ф. Таггартом в его книге "Справочник по обогащению минералов" как "децимальная фракция твердых веществ в пульпе по массе". Она обычно упоминается как процентная величина, рассчитанная как децимальная фракция твердых веществ по массе, умноженная на сто".
При понижении плотности пульпы по сравнению с традиционными процессами, такими как в процессе цианидного выщелачивания из золотых руд, где плотность пульпы находится в интервале от 35 до 55% больше благородного металла, особенно золота, извлекается, чем в традиционных процессах, а в некоторых случаях извлечение золота выше, чем аналитическая величина, полученная при использовании традиционного количественного анализа.
Способы согласно изобретению с использованием материалов, таких как уголь или обменные смолы, обычно имеют дело с плотностью пульпы на стадии коллекции менее 15% предпочтительно 0,1 до 10% более предпочтительно 0,5-2% Низкая плотность пульпы может быть использована на стадии выщелачивания или альтернативно могут быть использованы традиционные плотности пульпы на стадии выщелачивания, или пульпа может быть затем разбавлена до плотностей менее 15% до стадии, на которой благородный металл извлекают из раствора.
Как только произойдет разбавление пульпы, важным аспектом настоящего изобретения становится сведение к минимуму возникновения локализованных зон в пасте или в процессе извлечения, в которых плотность пульпы составляет около 15% или выше, чем при предпочтительном разбавлении.
Другая альтернатива заключается в проведении разбавления на стадиях отделения маточника от твердых продуктов, когда они выходят из контура выщелачивания, направлении маточника на стадию извлечения некоторого количества металла из раствора и обработки отделенных твердых продуктов более выщелачивающими жидкостями при плотности пульпы ниже 30% для извлечения дополнительного благородного металла и повторного отделения твердых продуктов от маточника. Стадии могут повторяться до тех пор, пока не будет неэкономичным продолжением процесса.
При таком пути твердые продукты контактируют с большим объемом жидкости в целом, даже если большая часть жидкости может быть относительно малого рециркулирующего объема, имеющего множественные контакты с твердыми продуктами. Отделение маточника от твердых продуктов может быть осуществлено с помощью любых традиционных методов, включая центрифугирование, фильтрацию, декантацию и т.п. Выщелачивание может также быть осуществлено при более высоких плотностях пульпы с последующим разбавлением и извлечением благородного металла при использовании коллектора в удлиненном контактном контуре, в котором емкость(и), содержащие уголь или другой коллектор, следуют за десорбционными емкостями, содержащими мало или не содержащими угля. Таким образом сохраняется последовательность десорбции из твердых продуктов и адсорбции на коллекторе, но с меньшим количеством и износом коллектора, чем если бы в каждой емкости удлиненного контура содержались нормальные количества собирающего материала. Собирающим материалом (коллектором) может быть уголь, ионообменные смолы, хелатирующие смолы или полимерные адсорбционные смолы, здесь далее упоминаемые как смолы.
В одном предпочтительном аспекте настоящего изобретения было обнаружено, что может быть получено более высокое извлечение благородного металла, если использовать в дополнение к выщелачивающему агенту выщелачивающую добавку. Предпочтительной выщелачивающей добавкой являются ионы хлора, полученные, например, из морской воды. Концентрация ионов хлора находится предпочтительно в интервале от 10 до 100 г/л.
Методы извлечения выщелоченного материала из раствора не должны ограничиваться использованием коллектора, таких как уголь, смолы и другие адсорбенты, но могут включать такие методы, как цементация цинком, цементация, экстракция растворителем, электродобыча и осаждение. Эти альтернативные методы могут быть необходимы для извлечения золота и других металлов из раствора в альтернативной процедуре, в которой в пульпу добавляют относительно короткоцепочечные, полярные, растворимые органические материалы, такие как метанол или ацетон. В случае выщелачивания золота органический материал будет изменять диэлектрического постоянную растворителя и позволяет десорбировать больше золота в маточник, чем обычно будет десорбироваться без наличия органического материала. При использовании в качестве коллектора угля или смол органический материал может препятствовать адсорбции золота этими материалами и, следовательно, снижать извлечение золота из маточника.
Контрольный опыт показал, что поглощение золота углем как при высокой, так и при низкой плотности пульпы или при высоких и низких концентрациях цианида является обратимой реакцией. Имеется тенденция как для частиц руды, так и для угля абсорбировать золото из цианидного раствора. Термин "руда" также означает рудные концентраты, хвостовые отходы или другие твердые продукты, содержащие металл. Между частицами руды, маточником и углем устанавливается подвижное равновесие. При высоких плотностях пульпы (>30%) это равновесие благоприятствует частицам руды. При снижении плотности пульпы равновесие сдвигается в сторону маточника и угля. При низких плотностях пульпы (<5% ) на равновесие также влияют как концентрация цианида, так и pH. При снижении концентрации цианида равновесие снова сдвигается в сторону частиц руды. Если pH является слишком высоким, равновесие будет сдвинуто в сторону частиц руды и маточника, а не угля. Распределение золота между тремя фазами зависит от времени, причем при выщелачивании, когда условия не благоприятствуют сдвигу равновесия в сторону угля, золото будет уходить из угля и оседать обратно на частицах руды. По этой причине следует избегать локализованных зон с высокой плотностью пульпы, потому что снижается извлечение золота.
Таким образом, разбавление плотности пульпы согласно настоящему изобретению делается для другой цели, чем разбавление на стадии промывки, описанное в патенте N 569175, где стадия разбавления способствует снижению количества флокулянта на последующих стадиях загущения и разделения. В отличие от настоящего изобретения в патенте N 569175 не предполагается увеличение растворения золота и не предполагает извлечение золота выше традиционных аналитических величин.
В другом аспекте настоящее изобретение обеспечивает способ извлечения благородных металлов, в частности платины, серебра или золота, в котором выщелачивают руду, содержащую благородный металл, с помощью выщелачивающего раствора для растворения металла в присутствии по крайней мере 65 г/л материала, являющегося источником угля, или смолы, обладающей свойством абсорбировать металл.
Этот способ обеспечивает повышение извлечения золота. При обработке некоторых типов руд таких, как содержащие глину, уголь или сульфидные материалы, в соответствии с настоящим изобретением количество извлекаемых металлов превышает то, что аналитически определяются в руде при традиционном анализе. Для руд, содержащих глину и оксид кремния, разбавление ниже 10% показывает немедленное улучшение при извлечении золота, но для сульфидных руд разбавление ниже 2% оказывается необходимым для экономически значительного улучшения извлечения.
Эти наблюдения также применимы к другим благородным металлам. Извлечение благородного металла в коллектор может быть достигнуто при добавлении коллектора (например, угля или смолы) или к пульпе в емкость для рециркуляции, или альтернативно при использовании батареи коротких колонн, заполненных коллектором, через которые пропускают раствор в течение некоторого времени, чтобы количество коллектора, приходящееся на каждый литр раствора, было того же порядка, который требуется в емкости для рециркуляции.
Комплексы золота извлекают из раствора и обрабатывают твердые продукты несколькими возможными механизмами. Они включают (1) ионный обмен, (2) физическая абсорбция, (3) химическая абсорбция, (4) прямое восстановление, (5) метод (1) или (2) с последующим частичным или полным восстановлением в зависимости от твердого продукта и окружения, (6) частичное или полное комплексообразование. Механизм, применяемый к любой конкретной твердой частице, зависит как от типа твердого продукта, так и химических и физических условий на месте в это время.
Следовательно, настоящее изобретение способно достичь таких величин извлечения благородных металлов, таких как золото, которое больше традиционных аналитических сортов при простом контактировании выщелачивающего раствора с угольным адсорбентом золота или ионообменными смолами. При традиционных плотностях пульпы от 35 до 55% мас. руды предпочтительны концентрации смолы или угля выше 65 г/л, а более предпочтительный интервал выше 300 г/л. При использовании более низких плотностей пульпы, как предписывается настоящим изобретением, возможно даже более высокое извлечение золота и применимыми на практике являются концентрации угля от 100 до 300 г/л.
Является существенным при рассмотрении увеличение нагрузок по углю или смоле для повышения концентрации угля или смолы по отношению к количеству руды в пульпе. Для достижения улучшенного извлечения золота выше традиционного аналитического показателя, по крайней мере, 80 кг материала, являющегося источником угля, на 1 т руды можно использовать. Предпочтительно использовать, по крайней мере, 90 кг/т и более предпочтительно использовать более 100 кг угля на тонну руды. Такое повышение загрузки угля на тонну руды может быть достигнуто или при добавлении большего количества угля, или при снижении плотности пульпы и сохранении концентрации угля в литре. При использовании другой, чем уголь, извлекающей среды, например ионообменной смолы, среду используют в таких концентрациях, чтобы можно было получить такую же адсорбирующую емкость по золоту, как у активированного угля при концентрациях, рекомендуемых настоящим изобретением.
В другом аспекте процесса выщелачивания в пульпу добавляют диспергаторы для облегчения отделения твердых частиц. Полагают, что при отсутствии очень низких (около 1%) плотностей пульпы комплекс золота, который десорбирован с твердой частицей, подобным образом может быть адсорбирован другими твердыми частицами, если эти твердые частицы находятся в непосредственной близости. Разбавление увеличивает расстояние между этими частицами и диспергатор обеспечивает, чтобы было равномерное разделение. Могут быть использованы любые подходящие диспергенты. Предпочтительными диспергентами являются силикат натрия, карбонат натрия, тринатрий полифосфат и гексаметафосфат натрия. При выщелачивании пульпы с очень низкой плотностью при умеренном перемешивании твердые частицы пульпы могут естественно поддерживаться в условии разделения, где по уравнению адсорбции Фрейндлиха (C3=kC , где C3 является концентрацией золота на единицу площади твердых продуктов, CA является концентрацией золота на единицу объема жидкости пульпы, k и n являются константами) описывается распределение золота в пульпе между твердыми продуктами и жидкостью. При более высоких плотностях твердых частиц преобладает эффект близости и изменяется распределение золота в пульпе в сторону твердых частиц. Этот эффект близости твердых частиц может быть уменьшен при введении одного или нескольких диспергаторов в пульпу. При сохранении дискретных твердых частиц, а не агломератов хлопьев диспергатор снижает вероятность десорбции комплекса золота с одной частицы и последующей немедленной адсорбции соседними твердыми частицами.
Добавление угольного материала может потребовать создания последующего цикла контактирования с углем из-за повышения концентрации угля. При выборе более прочного сорта угля и контроля перемешивания можно снизить ожидаемое истирание частиц угля при высоких нагрузках.
Для экстракции золота предпочтительный способ выщелачивания, десорбции и адсорбции является следующим. Выщелачивание осуществляют в цианидном растворе при относительно высокой плотности пульпы для сведения к минимуму потребности в емкости. В конце цикла выщелачивания пульпу разбавляют до низкой плотности пульпы (менее 30%) и выдерживают в течение минимального периода времени в емкости. Плотность пульпы и время оба будут меняться в зависимости от типа и сорта, выщелачиваемого материала, типа руды, типа, жидкости и выщелачивающего агента. Для большинства золотых руд экономически оптимальная плотность пульпы лежит между 0,1 и 10% и время пребывания в емкости составляет до 30 минут, предпочтительно 15 минут. Затем пульпу предпочтительно центрифугируют при коротком времени пребывания в центрифуге для отделения твердых частиц от жидкости. Или жидкость, отделенную от твердых частиц, или неотделенную пульпу затем пропускают через колонку, содержащую адсорбирующий материал, такой как уголь или смолу, для адсорбции золота, имеющегося в жидкости.
Обработанную таким образом пульпу затем десорбируют для перехода золота в жидкость, которая или не содержит, или содержит очень малые количества золота, эта десорбция проводится для поддержания постоянного отношения золота на единице площади твердых продуктов (золота) в единице объема жидкости. Если была проведена стадия отделения центрифугированием, твердые продукты могут быть объединены с жидкостью, истощенной по золоту, для дальнейшей экстракции золота из твердых продуктов. Поскольку концентрация золота на единицу площади твердого продукта снижается, также снижается и количество десорбированного золота из твердого продукта в жидкость. Уже наблюдали, что когда pH пульпы является щелочным (>9) эффективность сбора на угольный коллектор ингибируется. Если пульпа контактирует с углем во время этой стадии десорбции до тех пор, пока золото не десорбируется до равновесного уровня для этой плотности пульпы, потребуется очень длительное и экономически неприемлемое время контакта. Будут не только очень высокими оперативные затраты, но и капитальные затраты будут запутанными.
Этот эффект десорбции, который имеет место как в присутствие, так и в отсутствие угля, может быть использован для помощи любому процессу. Его осуществляют при использовании короткой колонки с углем для адсорбции основной части золота из жидкости с последующим направлением пульпы в емкость для перемешивания, содержащей мало или не содержащей угля. Это обеспечивает пульпе достаточное время пребывания для десорбции золота в жидкость или до максимального уровня, достижимого в отношении пробы золота на твердом продукте, или до таких низких уровней, какие могут пожелать операторы. Затем пульпу направляют через вторую колонну с углем и во вторую емкость десорбции. Этот цикл может быть повторен до тех пор, пока количество извлеченного золота за цикл не будет больше, чем стоимость монтажа и работы этого цикла. На любой стадии в этих циклах плотность пульпы может быть снижена в один или более раз для повышения извлечения золота.
На всех стадиях процесса важно, чтобы в зонах с высокой плотностью пульпы не позволяли контактировать пульпе или частично очищенной жидкости в интервале между разбавлением пульпы и завершением адсорбции металла на адсорбенте. Если в этом интервале позволить образоваться зоне с высокой плотностью пульпы, тогда значительное количество металла будет абсорбироваться на твердых продуктах в этой зоне с высокой плотностью пульпы и, следовательно, не будет доступно для извлечения на адсорбенте процесса. Если адсорбент процесса имеет нерегулярную поверхность или внутренние поры, когда твердые продукты в пульпе могут собираться с образованием зон с локализованной высокой плотностью, затем эти твердые продукты будут абсорбировать определенные количества металла в предпочтение к адсорбенту процесса. С глиной или тонкими частицами руды, имеющимися в пульпе, слой шлама может покрывать поверхность угля. Таким образом, при таких адсорбентах процесса, как уголь или ионообменные смолы, которые имеют структуры поверхности, способные к созданию таких зон с локализованной высокой плотностью, предпочтительный способ извлечения благородных металлов заключается в контактировании рабочего адсорбента с очищенной жидкостью маточного раствора. Способ получения этого очищенного маточного раствора должен быть таким, чтобы или не образовывалось зон с высокой плотностью пульпы, или, если они имеются, чтобы их площадь контакта с пульпой или полученной в результате очищенной жидкостью являлась минимальной, и такой контакт происходил в течение минимального периода времени.
Если не используют стадию удаления твердых продуктов, используемые коллекторы, такие как цинк или ионообменные волокна, не должны вызывать твердых продуктов пульпы с образованием локализованных зон с высокой плотностью пульпы.
В этом описании предпочтительный способ описан в отношении извлечения золота с использованием цианидного выщелачивания и извлечения углем. Процесс в равной мере применим к другим благородным металлам с использованием подходящего выщелачивающего раствора и соответствующего извлекающего адсорбента, такого как смола.
В другом аспекте настоящее изобретение обеспечивает улучшенную методику мокрого анализа для металлов, в частности золота. Если водная выщелачивающая среда, которая создана на примере руды, имеет угольный материал, добавленный в маточник, некоторое количество золота будет соответствовать маточнику, а некоторое количество золота будет соответствовать углю. Выщелоченную руду затем подвергают повторным циклам выщелачивания свежей водной средой и углем до тех пор, пока не будет детектироваться значительное количество золота как в угле, так и в маточнике для такого цикла. Это позволяет измерить ранее недетектируемое золото. Золото измеряют как в угле, так и в выщелоченном растворе.
Во всех примерах настоящего патента цианидное, хлорное и тиомочевинное выщелачивание проводят при давлении и температуре окружающей среды. Хотя результаты не показаны, 1-5 примеры были проведены как контрольные опыты. Сокращения и символы (показаны в скобках), использованные в этом патенте, включают: плотность пульпы (ПП), хлор (Cl), цианид (CN), тиомочевину (Tu), грамма на тонну (г/т), части на миллион (ппм), микрометры (мкм), микрограммы (мкг), граммы (г), граммы на литр (г/л), водная среда большого объема (ВСБО), хлоридный ион (CI-), больше, чем (>), меньше, чем (<), процесс уголь в пульпе (CIP), процесс выщелачивания с углем (CIL), диизобутилкетон (ДИБК), атомно-абсорбционная спектроскопия (ААС) и процент (%). Eh милливольт приводится по отношению к стандартному водородному электроду.
Пример 1.
Рабочее испытание с рудами глинистого типа указывает, что больше золота сохраняется в цианидном растворе, если понизить плотность пульпы шлама, оставляя все другие условия постоянными. Это показано следующими результатами на фракциях <38 микрон, выбранных, чтобы избежать какого-либо влияния самородков.
В этом примере выщелачивают три (3) образца руды (<38 ппм) в течение 6 часов при pH 10,5 и концентрации цианида 0,1% мас/мас. Плотность пульпы меняется от 5% до 30% Затем пульпы фильтруют и анализируют маточник от выщелачивания на растворимое золото с помощью атомно-абсорбционной спектроскопии. Этот результат четко показывает, что в конце выщелачивания больше золота имеется в маточнике от выщелачивания при использовании более низких плотностей пульпы (см. табл. 1).
Однако сама по себе низкая плотность пульпы не приводит к выводу всего золота в раствор. При добавке 200 г/л угля в начале выщелачивания получают значительно больше золота (см. фиг. 2).
Пример 2.
Пример вывода золота из угля в течение времени, когда pH выщелачивающего маточника является слишком высоким, а именно: плотность пульпы 1,0% pH 10,8, масса образца 20 г. Концентрация угля 200 г/л, концентрация цианида 1 ппм (см. табл. 3).
Указанную выше руду анализируют при концентрации 0,25 г/т, используя анализ сжиганием и метод выщелачивания цианида в водной среде. Максимальная экстракция золота на уголь происходит в течение примерно 15 минут, когда извлечение достигает 0,95 г/т. Это составляет повышение на 0,7 г/т по сравнению с анализом золота традиционными методами, т.е. без угля в процессе выщелачивания. В качестве образца руды, использованной во всех этих тестах, брали продукт перелива циклона с размером частиц 85% минус 10 мкм, 10% минус 18 мкм, не имеется возможности влияния на результаты самородного эффекта.
Следовательно, имеется по крайней мере 0,95 г/т золота в этой руде, которая подвергается выщелачиванию, но 0,7 г/т которой не обнаруживается в маточнике в стандартном тесте выщелачивания. При установлении равновесия между рудой, маточником и углем изменение плотности пульпы от 50% до 1% приводит к ожидаемому высвобождению комплексов цианида золота из руды и делает их доступными для адсорбции углем. Приводят следующие тесты (см. табл. 4) для демонстрации этого эффекта.
Это выщелачивание непосредственно сравнимо с выщелачиванием в первой части этого примера, в которой окончательная плотность пульпы, концентрация цианида и концентрация угля были такими же.
Итак, для первого выщелачивания максимальное количество 0,95 г/т золота было извлечено из угля при истощенном маточнике, дающем нуль золота, суммарно 0,95 г/т обогащенного концентрата золота.
Для второго выщелачивания пробу 1,07 г/т золота извлекают из угля при маточнике, дающем еще 3 г/т, суммарно 4,07 г/т золота.
Итак, в этом случае можно или проводить выщелачивание как CIL процесс при низкой плотности пульпы, или выщелачивание при высокой плотности пульпы без угля и с последующим разбавлением в контуре адсорбции при низкой плотности пульпы с высокими уровнями угля, второй вариант является предпочтительным в этом случае.
Пример 3.
Если соленая вода образует часть пульпы, а в качестве адсорбирующей среды используют уголь, для максимального извлечения золота важно, чтобы pH пульпы, входящий в колонну, был выше pH 8. Уголь имеет тенденцию повышать pH пульпы до равновесной величины pH, которая зависит от типа и подготовки имеющегося угля. Проход пульпы через заполненный слой колонны длиной 2 м при скорости в колонне 1 см/сек дает возможность достижения этого равновесия.
При использовании соленой воды в пульпе достигается более низкий равновесный pH для одних и тех же условий подачи. Примеры извлечения золота из соленой и несоленой пульпы, проходящей через колонну с углем при различных pH на выходе, являются следующими.
Размер частиц руды в пульпе составляет <10 мкм, концентрация цианида 0,01% плотность пульпы 50% разбавление до 1,0% через 30 минут выщелачивания при начальном pH 9 (см. табл. 5).
Пример 4.
Во время рабочего испытания обнаружено, что наличие ионов хлорида повышает извлечение золота за цикл на уголь. В следующей таблице показано влияние изменения концентрации иона хлорида в маточнике для выщелачивания в серии испытаний, в которой все другие условия были такими же, как в примере 3, с pH на входе в колонну, равным pH 9 (см. табл. 6).
Ожидают, что наличие других комплексующих золото агентов будет давать подобные результаты. Также ожидается, что другие благородные металлы будут вести себя подобным образом в присутствии агента, с которыми они образуют комплексы.
Пример 5.
Ниже приводятся примеры влияния времени десорбции между проходом колонок с углем. Пульпу прокачивают через батарею из трех колонн. Между контактами с углем используют емкости с импеллерной мешалкой для обеспечения десорбции за время пребывания пульпы. Колонны с углем все имеют 2 м высотой и уголь расположен под образцами по 25 см по длине колонны. В каждом случае уголь образца А взят из пульпы на входном конце колонны и образец Н взят из пульпы на выпускном конце колонны (см. табл. 7).
Время десорбции между колоннами составляет 15 минут в обоих случаях. В каждой колонне масса золота была нагружена на первые 75 см угля, являющиеся углем подобразцов А С. Для колонн 2 и 3 заполнение золотом угля подобразцов А С было значительно выше, чем на угле подобразцов F H, непосредственно предшествующих им. Расчеты на основе этих данных показывают, что если не включены стадии десорбции между стадиями контакта с углем, для получения подобных результатов потребуются очень длинные колонны с углем.
Пример 6.
Ниже приводится пример, показывающий снижение извлечения золота из пульпы, когда допускают образование зон высокой плотности пульпы на/или в адсорбирующем материале, где извлечение происходит за счет адсорбции на уголь. Использованная руда представляет собой фракцию <10 мкм, выбранную, чтобы избежать какого-либо влияния эффекта самородка. После выщелачивания и разбавления до 1% ПП перемешиваемая пульпа имеет одну порцию в 2 л, проходящую через колонну с углем, и другую порцию из 10 л, проходящую через идентичную колонну, содержащую свежий уголь. Уголь озоляют и затем подвергают вывариванию в водной среде с последующей экстракцией ДИБК. ДИБК анализируют на золото с помощью ААС (см. табл. 7а).
Следовательно, уголь из 10 л контакта адсорбировал только в 1,5 раза больше золота, чем уголь из 2 л контакта. Только разница между двумя контактами намного больше количества твердого продукта, увлеченного в уголь во время контакта 10 л.
Итак, для извлечения металла из пульпы или частично осветленной жидкости предпочтительный адсорбент процесса должен иметь минимальное количество нерегулярностей поверхности и внутренних пор и трещин и иметь центры связывания металла на наружной поверхности. Такой адсорбент является ионообменным волокном, но также могут быть использованы другие адсорбенты, которые сводят к минимуму образование площадей с высокой плотностью пульпы в или на или вокруг адсорбирующего материала.
Пример 7.
Ниже приводится пример выщелачивания золотых руд с использованием других комплексообразующих агентов, чем цианид. Руда, использованная в первом примере представляет собой фракцию <10 мкм аллювиальной руды.
Обогащенный концентрат (анализ сжиганием) 0,26 ппм Au
Обогащенный концентрат (водная среда) 0,21 ппм Au
Обогащенный концентрат (CN стандарт во вращающейся колбе) 0,20 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное CN выщелачивание 1% ПП) 1,01 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное Tu выщелачивание 1% ПП) 2,81 ппм Au
Условия модифицированного CN выщелачивания 0,1% CN, ПП 1% рН 10,3, время 30 минут.
Обогащенный концентрат (водная среда) 0,21 ппм Au
Обогащенный концентрат (CN стандарт во вращающейся колбе) 0,20 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное CN выщелачивание 1% ПП) 1,01 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное Tu выщелачивание 1% ПП) 2,81 ппм Au
Условия модифицированного CN выщелачивания 0,1% CN, ПП 1% рН 10,3, время 30 минут.
Условия модифицированного Tu выщелачивания 0,1% Tu, ПП 1% pH 10, время 30 минут.
После выщелачивания обе пульпы раздельно пропускают через колонну с углем длиной 1 м при скорости 1 см/сек. Золото, адсорбированное на угле, анализируют стандартным озолением угля с последующим кипячением золы в водной среде. Золото экстрагируют из водной среды в ДИБК, который анализируют на содержание золота ААС. Следовательно, в этом примере обоими модифицированными цианидом и тиомочевиной выщелачиваниями экстрагируют больше золота, чем при традиционном методе экстракции и анализа, выщелачивание с тиомочевиной дает больше золота, чем цианидное выщелачивание.
Пример 8.
Этот пример относится к огнеупорной сульфидной руде, измельченной до <10 мкм.
Обогащенный концентрат (анализ сжиганием) 20,82 ппм Au
Обогащенный концентрат (водная среда) 10,21 ппм Au
Обогащенный концентрат (стандарт CN по вращающейся колбе) 5,62 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное CN выщелачивание) 21,39 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное CN выщелачивание) 24,58 ппм Au
Условия модифицированного CN выщелачивания 0,1% CN, ПП 1% pH 10,5, время 6 часов.
Обогащенный концентрат (водная среда) 10,21 ппм Au
Обогащенный концентрат (стандарт CN по вращающейся колбе) 5,62 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное CN выщелачивание) 21,39 ппм Au
Обогащенный концентрат (модифицированное CN выщелачивание) 24,58 ппм Au
Условия модифицированного CN выщелачивания 0,1% CN, ПП 1% pH 10,5, время 6 часов.
Условия модифицированного Cl выщелачивания Cl пульпа, оН 1000 милливольт, ПП 1% pH 6,3, время 6 часов.
Как хлоридное, так и цианидное выщелачивание проводят как CIL количество угля 200 г/л. Анализируют золото, адсорбированное на угле, как описано в примере 7. Результаты показывают, что как модифицированное цианидное, так и хлоридное выщелачивание экстрагируют больше золота, чем традиционные методы экстракции и анализа, хлоридное выщелачивание дает больше золота, чем цианидное выщелачивание.
Пример 9.
В табл. 8 приводится пример руды, выщелоченной методом как с диспергатором, так и без добавки диспергатора, добавленного в пульпу, доза добавления диспергатора 1 г/л.
Из приведенных в табл. 8 результатов очевидно, что диспергаторы являются наиболее эффективными для этой руды при плотности пульпы <10% твердых по массе.
Пример 10.
Ниже приводится пример использования ионообменной смолы вместо угля в качестве адсорбента золота. Извлечение золота проводится из руды размером <10 мкм. Эта руда при анализе сжиганием содержит 0,15 ппм Au.
Руду выщелачивают в течение 20 минут при 50% ПП с 0,01% CN при pH 9,0. Пульпу разбавляют до 1% ПП путем добавления жидкости, содержащей 20 г/л ионов Cl- в виде хлорида натрия. После разбавления и установления pН, равным 9,0, пульпу пропускают через колонну, содержащую слой слабоосновной ионообменной смолы ( использованная смола PAZ4, разработанная СЕЛА ИНК. Нью-Йорк, США). Пульпу подают со скоростью потока через колонну 1 см/сек. После контактирования с пульпой смолу извлекают из колонны, промывают, сушат и озоляют при 600oС. Озоленный остаток вываривают в водной среде и водную среду контактируют с ДИБК, который анализируют на золото ААС. Детектированное золото представляет собой обогащенный концентрат 1,36 чнм Au в исходной руде, дубликат имеет пробу 1,24 чнм Au в исходной руде. Следовательно, использование смолы в качестве адсорбента позволяет детектировать 1,21 ппм золота в концентрате руды, что выше, чем детектируется при анализе сжиганием.
Пример 11.
Приведенный в табл. 9 пример показывает дисорбирующее действие метанола при высокой и низкой плотностях пульпы и неспособность угля к извлечению золота из пульпы, содержащей метанол.
Тип руды аллювиальная тониной <38 мкм
Стандартный анализ в водной среде 0,03 ппм Au, считая на золото в концентрате
Стандартный анализ во вращающейся колбе 0,02 чнм
анализ в ВСБО 1,40 чнм
Пример 12.
Стандартный анализ в водной среде 0,03 ппм Au, считая на золото в концентрате
Стандартный анализ во вращающейся колбе 0,02 чнм
анализ в ВСБО 1,40 чнм
Пример 12.
В другом аспекте настоящего изобретения извлечение металла осуществляют цементацией в цинковую стружку. Использованная руда имеет размер <10 мкм и дает анализ обогащенного концентрата при сжигании 0,18 ппм Au. После выщелачивания и разбавления пульпа имеет pH 8,5, CN 1 чнм и плотность пульпы 1% Пульпу разделяют на две части, каждая объемом на 2 л. Устанавливают pH части 1 равным 9,0 с помощью гидроксида натрия, а pH другой части устанавливают равным 10,0 с помощью гидроксида натрия. Каждую пульпу пропускают через отдельную колонну, содержащую цинковые стружки. Цинковые стружки растворяются в водной среде и золото экстрагируют в ДИБК и анализируют ААС.
Результаты являются следующими:
рН пульпы мкг Au, анализированные как цементированные в цинке
9,0 18,4
10,0 45,6
пустой опыт 0,00
На 20 г руды, имеющейся в каждых 2 л пульпы извлеченное золото представляет собой обогащенный концентрат с 0,92 чнм Au для пульпы с pH 9,0 и обогащенный концентрат с 2,23 чнм Au для пульпы с pН 10,0. Оба эти концентрата превышают по содержанию золото 0,18 Au, полученное при анализе сжиганием. Следовательно, использование цинка позволит извлечь золото из процесса, указанные количества превышают количества, детектированные традиционным анализом. Деоксигенация не была применена к пульпе, что является существенным отличием от стандартных процедур цементации цинком, для которых заявлено, что наличие определенного количества CN в пульпе, равного 100 чнм или более, и деоксигенация являются существенными для успешного извлечения золота этим методом.
рН пульпы мкг Au, анализированные как цементированные в цинке
9,0 18,4
10,0 45,6
пустой опыт 0,00
На 20 г руды, имеющейся в каждых 2 л пульпы извлеченное золото представляет собой обогащенный концентрат с 0,92 чнм Au для пульпы с pH 9,0 и обогащенный концентрат с 2,23 чнм Au для пульпы с pН 10,0. Оба эти концентрата превышают по содержанию золото 0,18 Au, полученное при анализе сжиганием. Следовательно, использование цинка позволит извлечь золото из процесса, указанные количества превышают количества, детектированные традиционным анализом. Деоксигенация не была применена к пульпе, что является существенным отличием от стандартных процедур цементации цинком, для которых заявлено, что наличие определенного количества CN в пульпе, равного 100 чнм или более, и деоксигенация являются существенными для успешного извлечения золота этим методом.
Пример 13.
Анализ угля может быть модифицирован с учетом тонкой глины, которую вводят, и которая улавливается внутри гранул угля. При промывке угля, его сушке и озолении в соответствии со стандартным методом анализа угля, эта уловленная глина неотделима от золы. Стандартная процедура заключается в контактировании угольного остатка с водной средой и расчете содержания золота в золе из анализа водного раствора.
Однако было обнаружено, что значительные количества золота адсорбируются глиной и другими тонкими материалами, остающимися в угольной золе. Золото может быть извлечено из этого материала при повторном контактировании отфильтрованного остатка от первоначальной варки в водной среде со свежей водной средой, содержащей 20 г угля. Этот уголь затем озоляют и выпаривают в водной среде, как ранее.
Однако некоторое количество глины удерживается углем, использованным в этом втором вываривании, что делает необходимым повторение цикла с этой угольной золой. Этот цикл повторяют до тех пор, пока золото, анализируемое в цикле, не станет статистически незначительным. Не все золото экстрагируется из первоначального зольного остатка при этом методе. Этот метод анализа водной среды с использованием пасты пульпы низкой плотности и угля может быть использован как для концентрата руды, так и для угольных остатков. В этом случае, так же как и при цианидном выщелачивании, было обнаружено, что чем ниже плотность пульпы, тем больше количество извлеченного золота. Имеется практическое ограничение для обработки водной среды в этом методе, было найдено, что выщелачивание 20-25 г руды в 500 мл водной среды с 20 г угля является хорошим рабочим объемом водной среды с приемлемым размером образца. Показан пример техники с высоким объемом водной среды на концентрате руды. Руда представляет собой кальциновые хвосты из месторождения Криппл Крик в Колорадо, США с размером менее 38 мкм.
Анализ сжиганием обогащенного концентрата показал 1,43 чнм (повтор 1,45 чнм).
Анализ в водной среде ААС обогащенного концентрата показал 1,10 чнм (повтор 1,13 чнм).
Условия для анализа в большом объеме водной среды (БОВС) 25 г твердых, 500 мл водной среды, 20 г угля, время контакта 2 часа.
Схема, приведенная на фиг. 1, показывает суммарную примененную аналитическую процедуру.
В табл. 10 приведено извлечение золота на каждой стадии.
Это относится к обогащенному концентрату 2,1 г/т по сравнению с традиционной пробой, анализируемой в водной среде 1,10 г/т и традиционной пробой при анализе сжиганием 1,43 г/т.
Пример 14.
На схеме, приведенной на фиг. 2, описан пример техники ВСБО на угле при модифицированном цианидном выщелачивании.
Результаты, показывающие извлечение золота на каждой стадии, приведены в табл. 11.
81 мкг стадии (1) представляют собой золото, экстрагированное стандартным вывариванием в водной среде озоленного угля. Стадии (2) (5) представляют дополнительные 173,1 мкг золота, экстрагированные ВСБО. Очевидно, что третий цикл ВСБО из твердых, помеченных А, будет экстрагировать больше золота, так как будут дополнительные циклы ВСБО после анализов (3) и (5).
Недостатком ВСБО циклической техники является то, что, поскольку она осуществляется в горячей водной среде, равновесие устанавливается между твердыми веществами руды, углем и маточной жидкостью. Для некоторых типов руды равновесие сдвинуто в сторону твердых продуктов руды и очень мало золота соответствует углю или маточной жидкости.
Этот эффект может быть уменьшен при использовании холодного процесса выщелачивания. Оно включает использование цианида и водной среды при комнатной температуре и выщелачивают или с углем, или с органическим растворителем, таким как ДИБК. Органический экстрагент является предпочтительным, так как он может быть применен непосредственно на анализаторе, таком как атомно-абсорбционный спектрофотометр.
При повторении циклов выщелачивания водной средой и цианидом твердых остатков золото экстрагируют в каждом цикле до тех пор, пока экстрагируемое золото не станет статистически незначительным. Следует соблюдать осторожность при промывке твердого остатка, чтобы он был свободен от загрязнения маточной жидкостью из предшествующего цикла. Это нужно для предотвращения разложения цианида-водной среды и образования токсичного газообразного цианистого водорода.
Пример, иллюстрирующий дополнительное извлечение золота этим способом, является следующим:
Образец 20 г руды, имеющий размер частиц менее 10 микрон, анализируют при повторении циклов ВСБО.
Образец 20 г руды, имеющий размер частиц менее 10 микрон, анализируют при повторении циклов ВСБО.
Суммарно получают 42 мкг золота при последних двух ВСБО циклах, дающих <0,3 мкг за цикл.
Это соответствует обогащенному концентрату 2,1 г/т. Остаток затем подвергают повторным альтернативным циклам выщелачивания цианид-ДИБК и водная среда-ДИБК.
За 1-й цикл ВСБО остатка цианидом-ДИБК экстрагируют 9,3 мкг.
За 2-й цикл при водной среде-ДИБК на остаток от водной среды-ДИБК экстрагируют 6,9 мкг.
За 2-й цикл при водной среде-ДИБК на остаток цианид-ДИБК экстрагируют 7,6 мкг.
Очевидно, что в дополнительных циклах будет экстрагироваться дополнительное золото.
Однако суммарно 32,9 мкг дополнительно было экстрагировано при циклах цианид-ДИБК и водная среда-ДИБК. Эти 32,9 мкг не могут быть экстрагированы ВСБО циклами и соответствуют пробе 1,6 г/т сверх и выше 2,1 г/т, анализируемой техникой ВСБО.
Пример 15.
Проводят влажный химический анализ серебра на образце 20 г руды и остаток повторно обрабатывают в 500 мл кислоты с 20 г добавочного угля, как в цикле 1 водной среды большого объема (ВСБО) 1 при анализе золота. Проводят также дополнительные циклы, соответствующие ВСБО циклам 2, 1А и 2А. Результаты являются следующими.
Стандартный анализ 3,5 ппм Ag
ВСБО цикл 1 2,6 ппм Ag
ВСБО цикл 2 1,2 ппм Ag
ВСБО цикл 1А 3,8 ппм Ag
ВСБО цикл 2А 0,8 ппм Ag
Всего: 8,4 ппм Ag
Таким образом, способ анализа серебра разбавленным выщелачиванием руды с адсорбентом серебра при выщелачивании приводит в результате к более высоким уровням анализируемого серебра, чем стандартная методика. Ожидается, что этот эффект может быть распространен на другие благородные металлы, анализ и экстракции которых подобны тем, что используются для золота, но с выщелачивателями и адсорбентами, пригодными для конкретного материала.
ВСБО цикл 1 2,6 ппм Ag
ВСБО цикл 2 1,2 ппм Ag
ВСБО цикл 1А 3,8 ппм Ag
ВСБО цикл 2А 0,8 ппм Ag
Всего: 8,4 ппм Ag
Таким образом, способ анализа серебра разбавленным выщелачиванием руды с адсорбентом серебра при выщелачивании приводит в результате к более высоким уровням анализируемого серебра, чем стандартная методика. Ожидается, что этот эффект может быть распространен на другие благородные металлы, анализ и экстракции которых подобны тем, что используются для золота, но с выщелачивателями и адсорбентами, пригодными для конкретного материала.
Пример 16.
Наряду с эффектами низкой плотности пульпы и больших добавок угля имеется и третий фактор, который является заметным для некоторых руд. Имеется разделение по размерам и отдельная переработка фракций различных размеров руды. Традиционным размером для мокрого определения является 38 мкм. Ниже показано влияние разделения по размерам и отдельного выщелачивания 2 фракций.
Высокоглинистая руда разделение по размерам
+ 38 мкм фракция 70,1% мас.
+ 38 мкм фракция 70,1% мас.
38 мкм фракция 29,9% мас.
Условия выщелачивания для концентрата и двух фракций плотность пульпы 5% CN 0,1% pH 10,5, уголь 200 г/л, 6 часов/каждый раз.
Пробы золота, определенные для процесса выщелачивания, составляют:
Концентрат 1,10 г/т
+ 38 мкм 1,65 г/т
38 мкм 2,73 г/т
Расчетный концентрат из фракций 1,973 г/т
Крепкая порода гематитовой руды
+ 38 мкм фракция 63,2% мас.
Концентрат 1,10 г/т
+ 38 мкм 1,65 г/т
38 мкм 2,73 г/т
Расчетный концентрат из фракций 1,973 г/т
Крепкая порода гематитовой руды
+ 38 мкм фракция 63,2% мас.
38 мкм фракция 36,8% мас.
Расчетная проба концентрата для анализа сжиганием из анализа фракций составляет 4,52 г/т Au.
При выщелачивании в тех же условиях, что и в примере выше для определения проб золота, получают:
+ 38 мкм фракция 9,76 г/т
38 мкм фракция 6,12 г/т.
+ 38 мкм фракция 9,76 г/т
38 мкм фракция 6,12 г/т.
Расчетный концентрат из фракций 8,420 г/т.
Для любой конкретной руды следует отбирать частицы размером в интервале от 2 до 100 микрон. В некоторых случаях измельчение руды ниже критического размера может быть практической альтернативой раздельной обработки фракций двух размеров.
Из сказанного выше можно видеть, что настоящее изобретение обеспечивает единый способ анализа и извлечение золота, которое ранее не было определено.
Claims (8)
1. Способ извлечения благородных металлов из руд, рудных концентратов или хвостовых отходов путем обработки исходного материала выщелачивающим реагентом в присутствии реагента-окислителя с получением пульпы выщелачивания, содержащей растворенные благородные металлы, с последующим извлечением растворенных благородных металлов из пульпы выщелачивания обработкой реагентом-коллектором, отличающийся тем, что пульпу выщелачивания разбавляют до получения плотности пульпы ниже 15 мас. твердых продуктов с предотвращением локализованных зон с плотностью выше 15 мас. твердых продуктов в пульпе.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что разбавление проводят после завершения выщелачивания и разбавленную пульпу выдерживают в течение времени, достаточного для увеличения количества благородных металлов в растворе до начала стадии извлечения.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что пульпу выщелачивания разбавляют до плотности пульпы от 0,1 до 10 мас. твердых продуктов.
4. Способ по п. 1 или 2, отличающийся тем, что реагент-окислитель для перевода металла в раствор представляет собой хлор-ион.
5. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что благородный металл извлекают путем использования в качестве коллектора углерода ионообменную смолу или волокно.
6. Способ по п.5, отличающийся тем, что по крайней мере 65 г углерода или ионообменной смолы используют на 1 л раствора.
7. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что извлечение благородного металла ведут или цементацией, или электролитической экстракцией, или осаждением.
Приоритет по пунктам:
07.03.89 по пп.1 3.
07.03.89 по пп.1 3.
22.06.89 по пп.4 6.
Applications Claiming Priority (5)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AUPJ307989 | 1989-03-07 | ||
AUPI3079 | 1989-03-07 | ||
AUPI4840 | 1989-06-22 | ||
AUPJ484089 | 1989-06-22 | ||
PCT/AU1990/000086 WO1990010721A1 (en) | 1989-03-07 | 1990-03-06 | Recovery of gold, silver and platinum group metals with various leachants at low pulp densities |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2069235C1 true RU2069235C1 (ru) | 1996-11-20 |
Family
ID=25643643
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU5001855 RU2069235C1 (ru) | 1989-03-07 | 1990-03-06 | Способ извлечения благородных металлов из руд, рудных концентратов или хвостовых отходов |
Country Status (23)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5215575A (ru) |
CN (1) | CN1036283C (ru) |
AP (1) | AP151A (ru) |
AR (1) | AR246558A1 (ru) |
BR (1) | BR9007193A (ru) |
CA (1) | CA2045551A1 (ru) |
CU (1) | CU22322A3 (ru) |
GB (1) | GB2248631B (ru) |
GR (1) | GR1002301B (ru) |
HR (1) | HRP920601A2 (ru) |
IE (1) | IE62041B1 (ru) |
IL (1) | IL93664A (ru) |
IN (1) | IN178836B (ru) |
MA (1) | MA22480A1 (ru) |
MY (1) | MY105658A (ru) |
NZ (1) | NZ232793A (ru) |
OA (1) | OA09217A (ru) |
PE (1) | PE891A1 (ru) |
PH (1) | PH27611A (ru) |
RU (1) | RU2069235C1 (ru) |
WO (1) | WO1990010721A1 (ru) |
YU (1) | YU46290A (ru) |
ZA (1) | ZA901703B (ru) |
Families Citing this family (59)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO1993018192A1 (en) * | 1992-03-09 | 1993-09-16 | Pivot Mining Nl | Continuous leaching of treated titaniferous ores with alcohol solutions |
US5354359A (en) * | 1992-04-01 | 1994-10-11 | Newmont Gold Co. | Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant |
US5449396A (en) * | 1993-02-16 | 1995-09-12 | Laskorin; Boris N. | Method for recovering gold and silver from ore starting materials |
CA2147307A1 (en) * | 1994-04-20 | 1995-10-21 | Dean Butler | Noble metal recovery |
USH1661H (en) * | 1994-08-30 | 1997-07-01 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Navy | Ion exchange removal of cations under chelating/complexing conditions |
US5785736A (en) * | 1995-02-10 | 1998-07-28 | Barrick Gold Corporation | Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption |
US5536297A (en) * | 1995-02-10 | 1996-07-16 | Barrick Gold Corporation | Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation and thiosulfate leaching |
DE19710529A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-17 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung |
GB9804486D0 (en) * | 1998-03-02 | 1998-04-29 | Robinson Lee F | Extraction of valuable metal |
US6251163B1 (en) | 1998-03-04 | 2001-06-26 | Placer Dome, Inc. | Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores |
US6368381B1 (en) | 1998-03-11 | 2002-04-09 | Placer Dome Technical Services, Ltd. | Autoclave using agitator and sparge tube to provide high oxygen transfer rate to metal-containing solutions |
US6010869A (en) * | 1998-07-23 | 2000-01-04 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Air Force | Method to collect and recover microorganisms from environmental samples |
US6221001B1 (en) | 1999-01-26 | 2001-04-24 | Ada Environmental Solutions Llc | Fly-ash slurry with solidification retardant |
US6267802B1 (en) | 1999-06-17 | 2001-07-31 | Ada Environmental Solutions, Llc | Composition apparatus and method for flue gas conditioning |
US6270555B1 (en) | 1999-12-30 | 2001-08-07 | Solvay Minerals, Inc. | Process for treating precious metal ores |
US6344068B1 (en) | 2000-04-04 | 2002-02-05 | Barrick Gold Corporation | Process for recovering gold from thiosulfate leach solutions and slurries with ion exchange resin |
US6660059B2 (en) | 2000-05-19 | 2003-12-09 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
US6494932B1 (en) * | 2000-06-06 | 2002-12-17 | Birch Mountain Resources, Ltd. | Recovery of natural nanoclusters and the nanoclusters isolated thereby |
GB0025502D0 (en) | 2000-10-18 | 2000-11-29 | Johnson Matthey Plc | Metal scavenging |
US6632264B2 (en) | 2001-04-17 | 2003-10-14 | The University Of British Columbia | Gold recovery from thiosulfate leaching |
US7811594B2 (en) * | 2002-03-28 | 2010-10-12 | Beiersdorf Ag | Crosslinked oil droplet-based cosmetic or pharmaceutical emulsions |
US6797035B2 (en) * | 2002-08-30 | 2004-09-28 | Ada Environmental Solutions, Llc | Oxidizing additives for control of particulate emissions |
US7722840B2 (en) * | 2002-11-15 | 2010-05-25 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
US6827837B2 (en) * | 2002-11-22 | 2004-12-07 | Robert W. Halliday | Method for recovering trace elements from coal |
US20040237721A1 (en) * | 2003-05-29 | 2004-12-02 | Morteza Baghalha | Anoxic leaching of precious metals with thiosulfate and precious metal oxidants |
AR054096A1 (es) * | 2004-11-12 | 2007-06-06 | Monsanto Technology Llc | Recuperacion de metales nobles de corrientes de proceso acuosas y proceso de preparacion de n-(fosfonometil)-glicina |
US7604783B2 (en) * | 2004-12-22 | 2009-10-20 | Placer Dome Technical Services Limited | Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates |
DE112006002407T5 (de) * | 2005-09-06 | 2008-07-17 | Anglo Platinum Ltd., Marshalltown | Brandprobenschmelzmittelzusammensetzung für die Analyse von PGM und Gold aufweisenden Mineralproben |
US8061888B2 (en) | 2006-03-17 | 2011-11-22 | Barrick Gold Corporation | Autoclave with underflow dividers |
US8252254B2 (en) | 2006-06-15 | 2012-08-28 | Barrick Gold Corporation | Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver |
US8262768B2 (en) * | 2007-09-17 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
DE102008024590B4 (de) * | 2008-05-21 | 2017-06-01 | Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG | Recycling-Verfahren für Katalysatorformkörper |
CN101704531B (zh) * | 2009-08-25 | 2011-09-28 | 中国地质大学(武汉) | 一种高纯埃洛石的制备方法 |
CN101759195B (zh) * | 2009-12-10 | 2011-09-07 | 云南天鸿高岭矿业有限公司 | 一种高纯埃洛石的生产工艺 |
CA2789095C (en) * | 2010-02-18 | 2018-03-06 | Neomet Technologies Inc. | Process for the recovery of gold from an ore in chloride medium with a nitrogen species |
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 |
US20130108525A1 (en) * | 2011-08-03 | 2013-05-02 | The Curators Of The University Of Missouri | Method for separation of chemically pure os from metal mixtures |
US9528169B2 (en) * | 2011-08-03 | 2016-12-27 | The Curators Of The University Of Missouri | Method for separation of chemically pure Os from metal mixtures |
WO2014110518A1 (en) | 2013-01-14 | 2014-07-17 | Simmons William D | Flotation circuit for oxide and sulfide ores |
US10161016B2 (en) | 2013-05-29 | 2018-12-25 | Barrick Gold Corporation | Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores |
CA2821467C (en) | 2013-07-18 | 2019-12-24 | Nichromet Extraction Inc. | Method for gold recovery on particules |
AU2015100109A4 (en) * | 2014-03-18 | 2015-03-12 | Subhash KADAM | Metallurgy of noble metals found from the soil of mangalwedha |
US20150329934A1 (en) * | 2014-05-15 | 2015-11-19 | Rulon W. Dahl | Dahl Process |
US10017837B2 (en) * | 2014-10-22 | 2018-07-10 | Chevron U.S.A. Inc. | Metallurgical extraction technique to recover platinum group metals from a filter cake |
CN104445520B (zh) * | 2014-12-30 | 2017-01-04 | 广州科城环保科技有限公司 | 一种电镀含氰废液的处理方法 |
CA2917505C (en) * | 2015-01-15 | 2022-03-22 | Mintek | Gold recovery from carbon |
JP2016176802A (ja) * | 2015-03-19 | 2016-10-06 | 株式会社クレハ | 金属異物の回収方法および重合体の金属異物検査方法 |
AU2016246751B2 (en) | 2015-04-08 | 2021-02-25 | Ecolab Usa Inc. | Leach aid for metal recovery |
RU2607285C1 (ru) * | 2015-08-17 | 2017-01-10 | Лидия Алексеевна Воропанова | Экстракция ионов серебра из солянокислых растворов трибутилфосфатом |
CN105547897A (zh) * | 2016-01-26 | 2016-05-04 | 山东黄金矿业(莱州)有限公司精炼厂 | 一种氰化金泥中金、银含量的联测方法 |
WO2019204554A1 (en) * | 2018-04-19 | 2019-10-24 | Warner Babcock Institute For Green Chemistry, Llc | Methods of rare earth metal recovery from electronic waste |
WO2019210367A1 (en) | 2018-05-03 | 2019-11-07 | Arafura Resources Limited | Processing rare earth sulphate solutions |
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 |
RU2699142C1 (ru) * | 2019-03-27 | 2019-09-03 | Федеральное государственное бюджетное научное учреждение "Федеральный исследовательский центр "Красноярский научный центр Сибирского отделения Российской академии наук" (ФИЦ КНЦ СО РАН, КНЦ СО РАН) | Способ извлечения серебра из солянокислых растворов |
CN112011687A (zh) * | 2019-05-31 | 2020-12-01 | 王志广 | 一种新型金银浸出剂及其制备方法 |
CN112442592A (zh) * | 2020-11-09 | 2021-03-05 | 桂林正翰科技开发有限责任公司 | 一种基于离子交换的从氰化贵液中提金的方法 |
CN113215412B (zh) * | 2021-05-10 | 2022-07-29 | 上海第二工业大学 | 一种选择性浸出回收废弃镀银件或含银固体废物表面银的方法 |
CN113552311A (zh) * | 2021-06-17 | 2021-10-26 | 江西省地质调查研究院 | 一种含金矿样金含量的分析方法 |
Family Cites Families (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB451979A (en) * | 1935-05-14 | 1936-08-14 | Merrill Co | Improvements in or relating to the recovery of precious metals from ores or preciousmetal bearing deposits |
GB851552A (en) * | 1958-03-04 | 1960-10-19 | Fairweather Harold G C | Process for extracting gold and silver from their ores |
US3764650A (en) * | 1970-12-31 | 1973-10-09 | Us Interior | Recovery of gold from ores |
BE847441A (fr) * | 1976-10-19 | 1977-02-14 | Procede pour recuperer des metaux precieux de matieres en contenant. | |
US4188208A (en) * | 1978-05-22 | 1980-02-12 | Newmont Exploration Limited | Recovery of gold from carbonaceous gold-bearing ores |
US4289532A (en) * | 1979-12-03 | 1981-09-15 | Freeport Minerals Company | Process for the recovery of gold from carbonaceous ores |
CA1188522A (en) * | 1982-03-11 | 1985-06-11 | Eberhard Krause | Recovery of silver from precious metal-containing intermediates |
US4552589A (en) * | 1984-01-27 | 1985-11-12 | Getty Oil Company | Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation |
CA1234291A (en) * | 1984-09-27 | 1988-03-22 | Donald R. Weir | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic material |
US4654078A (en) * | 1985-07-12 | 1987-03-31 | Perez Ariel E | Method for recovery of precious metals from difficult ores with copper-ammonium thiosulfate |
PH21188A (en) * | 1985-09-10 | 1987-08-12 | Butler Dean | Leaching process |
DE3801741C1 (ru) * | 1988-01-22 | 1989-06-15 | Degussa Ag, 6000 Frankfurt, De |
-
1990
- 1990-03-02 MY MYPI90000324A patent/MY105658A/en unknown
- 1990-03-05 PH PH40136A patent/PH27611A/en unknown
- 1990-03-05 NZ NZ232793A patent/NZ232793A/en unknown
- 1990-03-05 IN IN204DE1990 patent/IN178836B/en unknown
- 1990-03-06 AR AR31632590A patent/AR246558A1/es active
- 1990-03-06 US US07/752,561 patent/US5215575A/en not_active Expired - Fee Related
- 1990-03-06 BR BR9007193A patent/BR9007193A/pt unknown
- 1990-03-06 RU SU5001855 patent/RU2069235C1/ru active
- 1990-03-06 IL IL9366490A patent/IL93664A/en not_active IP Right Cessation
- 1990-03-06 WO PCT/AU1990/000086 patent/WO1990010721A1/en active Application Filing
- 1990-03-06 ZA ZA901703A patent/ZA901703B/xx unknown
- 1990-03-06 CA CA2045551A patent/CA2045551A1/en not_active Abandoned
- 1990-03-06 IE IE78190A patent/IE62041B1/en not_active IP Right Cessation
- 1990-03-07 CN CN90101201A patent/CN1036283C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1990-03-07 GR GR900100161A patent/GR1002301B/el unknown
- 1990-03-07 MA MA22030A patent/MA22480A1/fr unknown
- 1990-03-07 AP APAP/P/1990/000167A patent/AP151A/en active
- 1990-03-07 YU YU46290A patent/YU46290A/sh unknown
- 1990-03-13 PE PE1990166215A patent/PE891A1/es active Application Revival
- 1990-03-17 CU CU1990049A patent/CU22322A3/es unknown
- 1990-06-22 OA OA59811A patent/OA09217A/xx unknown
-
1991
- 1991-07-29 GB GB9116316A patent/GB2248631B/en not_active Expired - Fee Related
-
1992
- 1992-09-29 HR HR920601A patent/HRP920601A2/hr not_active Application Discontinuation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
РЖ "Металлургия", 2П294, 1987. * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
BR9007193A (pt) | 1991-11-26 |
GB2248631A (en) | 1992-04-15 |
IE900781L (en) | 1990-09-07 |
AU631413B2 (en) | 1992-11-26 |
CN1036283C (zh) | 1997-10-29 |
IL93664A (en) | 1994-11-11 |
MY105658A (en) | 1994-11-30 |
HRP920601A2 (en) | 1995-06-30 |
GR1002301B (el) | 1996-05-07 |
CA2045551A1 (en) | 1990-09-20 |
PH27611A (en) | 1993-08-31 |
WO1990010721A1 (en) | 1990-09-20 |
CU22322A3 (es) | 1995-01-31 |
IE62041B1 (en) | 1994-12-14 |
ZA901703B (en) | 1990-12-28 |
GR900100161A (el) | 1991-07-31 |
OA09217A (fr) | 1992-06-30 |
GB2248631B (en) | 1993-06-09 |
NZ232793A (en) | 1991-07-26 |
PE891A1 (es) | 1991-02-02 |
YU46290A (sh) | 1993-11-16 |
IN178836B (ru) | 1997-07-05 |
CN1046942A (zh) | 1990-11-14 |
GB9116316D0 (en) | 1991-09-11 |
AR246558A1 (es) | 1994-08-31 |
AP151A (en) | 1991-10-02 |
AP9000167A0 (en) | 1990-04-30 |
AU5260690A (en) | 1990-10-09 |
MA22480A1 (fr) | 1992-12-31 |
US5215575A (en) | 1993-06-01 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2069235C1 (ru) | Способ извлечения благородных металлов из руд, рудных концентратов или хвостовых отходов | |
RU2086682C1 (ru) | Гидрометаллургический способ извлечения благородных металлов из упорной сульфидной руды | |
Macch et al. | Uptake of mercury by exhausted coffee grounds | |
FI83541B (fi) | Foerfarande foer tillvaratagande av guld ur guldhaltig jaerninnehaollande sulfidmalm. | |
US5536480A (en) | Method for treating mineral material having organic carbon to facilitate recovery of gold and silver | |
WO2007098603A1 (en) | Process for extracting gold from gold-bearing ore | |
US3476552A (en) | Mercury process | |
Snyders et al. | The development of a caustic pre-leaching step for the recovery of Au from a refractory ore tailings heap | |
Browner | The use of bauxite waste mud in the treatment of gold ores | |
S Nagar | Evaluating commercial macroporous resin (D201) for uranium uptake in static and dynamic fixed bed ion exchange column | |
AU631413C (en) | Recovery of gold, silver and the platinum group metals with various leachants at low pulp densities | |
Owusu et al. | Improving gold recovery in carbonaceous gold ores using naphthalene sulphonate as a blanking agent | |
US3915690A (en) | Composition and method of making alloy steel powder | |
US5320720A (en) | Extraction of precious metals from ores thereof | |
RU2728048C1 (ru) | Способ переработки упорных углистых золотосодержащих концентратов | |
WO1999032675A1 (en) | A process for recovering zinc values as complex zinc cyanide solution and use of the same for stripping copper from loaded anion exchange material | |
Mensah-Biney et al. | Loading characteristics of gold-bromo species onto activated carbon | |
Yahorava et al. | Polythionate formation during uranium recovery from sulphide flotation concentrate | |
Staker et al. | Mercury removal from gold cyanide leach solution | |
Nyavor et al. | Controlling SO 2 emissions in the roasting of gold concentrate | |
Gaidarjiev et al. | Amide-based technologies in flotation and hydrometallurgy of precious metals | |
AU758690B2 (en) | Method of extraction of noble metals | |
Van Vuuren | Technical note gold losses from cyanide solutions part III: The recovery of absorbed gold from shale material | |
Heinen et al. | Recovery of gold from arsenopyrite concentrates by cyanidation-carbon adsorption | |
Alexander | The Chromatographic Separation of Perrhenic and Molybdic Acids |