BG61002B1 - метод за извличане на благородни метали от окисни руди - Google Patents
метод за извличане на благородни метали от окисни руди Download PDFInfo
- Publication number
- BG61002B1 BG61002B1 BG98365A BG9836594A BG61002B1 BG 61002 B1 BG61002 B1 BG 61002B1 BG 98365 A BG98365 A BG 98365A BG 9836594 A BG9836594 A BG 9836594A BG 61002 B1 BG61002 B1 BG 61002B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- amino acids
- thiosulphate
- ore
- leaching
- precious metals
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Методът намира приложение в биохидрометалургията.С него се повишават скоростта и степента на извличане на благородните метали от рудите при ниски разходи на реагенти. Той е безвреден за обслужващия персонал и околната среда. По метода рудите се излугват с воден разтвор на тиосулфат и медни йони. Разтворът допълнително съдържа аминокиселини от микробен произход при следните концентрации на отделните компоненти в g/l: тиосулфат от 10 до 200, купри йони от 0,2 до 5 и аминокиселини от микробен произход от 0,5 до 5. Рн на разтвора е слабо алкално,обикновено в границите 8-9. Като източник на аминокиселини се използва хидролизат от биомаса на sасснаrомyсеs lастis, който е отпадъчен продукт от производството на ензима супероксиддисмутаза. Продукционните разтвори след излугването се преработват за извличане на разтворените благородни метали най-ефикасно чрез циментация с метален цинк.
Description
Изобретението се отнася до метод за извличане на благородни метали от окисни руди, който намира приложение в биохидрометалургията.
ПРЕДШЕСТВАЩО СЪСТОЯНИЕ НА ТЕХНИКАТА
Известните методи могат да бъдат обособени в три групи: химични, биологични и химикобиологични. Общ признак на тези методи е, че те се основават на излугване на рудите с разтвори, съдържащи химични и/или биологични окислители и комплексиращи агенти по отношение на нативното злато и сребро. Окислителите привеждат нативните благородни метали в йонна форма, а комплексиращите агенти ги свързват в стабилни комплекси.
Най-широко разпространение от този тип методи има цианидният метод /1/, при който окислението на благородните метали се извършва в алкална среда /най-често от молекулния кислород/, като получените йони се свързват във водноразтворими цианидни комплекси посредством съдържащите се в излугващите разтвори цианиди /най-често се използват ΝβΟΝ и Са(С1Ч)2, а понякога КСН/.П редукционните разтвори се третират чрез различни методи / сорбция с активен въглен, йонообменни смоли, циментация с цинк/ за извличане на благородните метали от комплексите. Основен недостатък на този метод се явява високата токсичност на цианидите и възникващите във връзка с това екологични проблеми.
Известен е и химичен метод за излугване на благородни метали чрез разтвори на тиосулфат като комплексиращ агент /2/. Този метод се прилага в различни варианти, като най-удачният от тях се характеризира с наличие на медни и сулфитни йони в излугващия разтвор /3/, играещи роля при окислението и комплексирането на благородните метали и стабилизирането на тиосулфата. Недостатъци на метода са сравнително тясната зона на стабилност на тиосулфатните комплекси със златото и среброто, трудното окисление на тези метали в алкална среда поради високия им корозионен потенциал и отсъствие на подходящи окислители, разграждането на тиосулфата, особени при ниско съотношение между концентрацията на този йон и тази на медните йони в излугващия разтвор.
Биологичните методи се характеризират с развитие на подходящи микроорганизми в присъствие на излугваните руди, като благородните метали се извличат в резултат на действието на секретирани микробни метаболити с различна природа. Най-удачно е използването на някои хетеротрофни бактерии /главно от род ВасШиз/, които при развитието си в хранителна среда, съдържаща подходящ органичен източник на въглерод и енергия /захари, протеини и т.н./, секретират два типа метаболитни продукти: прекиси, окисляващи нативните благородни метали до йонна форма, и аминокиселини, свързващи разтворените метали в стабилни комплекси /4/. В тези случаи хранителната среда играе ролята на излугващ разтвор. Основен недостатък на този тип въздействия е невъзможността те да се осъществяват ефикасно в реални промишлени условия, при които полезната микрофлора изцяло или частично се измества от различни контаминанти, развиващи се за сметка както на първоначалния органичен източник на въглерод и енергия в средата, така и на секретираните аминокиселини. Освен това излугването може да се извършва в сравнително тесните физиологични граници на основните физико-химични параметри, а скоростта и степента на извличане на благородните метали обикновено не са високи.
Комбинираните химико-биологични методи се характеризират с използване на различни химични реагенти и микробни метаболити в разнообразни комбинации и съотношения. Най-удачни в тази насока на благородните метали /калиев перманганат, различни прекиси, реагентът оксон и т.н/ и микробни културални течности, съдържащи секретирани аминокиселини, или белтъчни хидролизати, получени след хидролиза на микробна биомаса. Особено ефикасно от икономическа гледна точка е използването на биологични разтвори, явяващи се отпадъци от различни биотехнологични производства, например киселинен белтъчен хидролизат от биомаса на дрожди от вида РюШа тетЬгапаеГас1епз /отпадък от производство на цитохром С/, киселинен белтъчен хидролизат от биомаса на дрожди от вида 8ассЬаготусез
1асб$ /отпадък от производство на ензима супероксид дисмутаза/ и т.н. рН на тези разтвори се довежда до слабоалкилната област /обикновено в границите В - 10/, където комплексите на златото и среброто с аминокиселините са най-стабилни, след което се добавя химичният окислител на тези метали. Излугването с така приготвените разтвори може да се проведе като с фино смляна руда в реактори с механично разбъркване, така и с по-едра руда в халди с подходяща форма и размери. Продукционните разтвори, съдържащи разтворените благородни метали, се преработват ефикасно чрез циментация с цинк, но останалите конвенционални методи /сорбция върху активен въглен, йонообмен/ също могат да бъдат използвани.
Недостатъци на посочения метод са не особено високата скорост на извличане на благородните метали от рудите /съизмерима с тази при цианирането/, нерационалния разход на окислители и комплексиращи агенти / поради частичното разграждане на аминокиселините от добавените химични оксислители/, както и не особено високата стабилност на комплексите на благородните метали с аминокиселините.
ТЕХНИЧЕСКА СЪЩНОСТ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
Проблемът, който решава изобретението, е свързан с осигуряване на висока скорост и степен на извличането на златото и среброто, при използване на евтини и достъпни реагенти, които не са токсични за обслужващия персонал и околната среда.
Методът за извличане на благородни метали от окисни руди се състои от излугване на рудите с разтвор с алкално рН /обикновено в границите 8 - 9/, в който ролята на окислителни на нативните благородни метали се изпълнява от разтворения молекулен кислород и куприйони, а като комплесиращи агенти за разтвореното злато и сребро се използват тиосулфат и аминокиселини от микробен произход. Оптималните концентрации на използваните реагенти се влияят в известна степен от състава и структурата на излугваните руди, но обикновено са в границите: за куприйони /внасяне под формата на Си8О4.5НгО/ - от 0,2 до 5 ®/1, за тиосулфат /внасян под формата на амониевата сол/ - от 10 до 200 £/1, за обща концентрация на аминокиселини - от 0,5 до 5 £/1. Като източник на аминокиселини особено подходящ е киселинен хидролизат от биомаса на дрождите ЗассНаготусез 1асб$, неутрализиран с натриева основа. Този хидролизат е отпадък от производството на ензима супероксид дисмутаза.
Излугването с посочения разтвор може да се осъществи както в халди, формирани от руда с подходяща едрина /обикновено - 15 шт/, така и в реактори с механично разбъркване, в които се излугва фино смляна руда /обикновено с едрина - 0,1 шш/. Оптималната температура за протичане на излугването е в границите от 50 до 55°С, но процесът протича с всички скорости и при значително по-ниски температури /дори около 10°С/, което прави прилагането на излугването в халди възможно през значителна част от годината при умерен и дори по-хладен климат.
Продукционните разтвори, съдържащи разтворените благородни метали, се преработват най-ефективно чрез циментация с метален цинк, в резултат на която се получава съответен концентрат /златен, сребърен или златносребърен в зависимост от състава на рудата/. Концентратите могат да се преработват чрез конвенционални хидро- и пирометалургични методи за получаване на чисто злато и/или сребро.
След циментацията разтворите се регенерират за довеждане на състава им до желаните стойности на отделните компоненти и се рециклират в технологичната схема за по-нататъшно излугване на вече частично излужената руда или за излугване на нови партиди руда. След приключване на излугването рудата се промива с вода, промивните води се третират чрез циментация с метален цинк и се използват за изготвяне на свеж излугващ разтвор, а промитата руда се депонира в отпадъкохранилища.
Методът съгласно изобретението има следните предимства:
- осигурява протичането на процеса на извличане на благородните метали от окисните руди с висока скорост;
- постига се висока степен на извличане на благородните метали, като се атакуват същите фази на минерализация на тези метали, както и при конвенционалните хидрометалургични методи;
- като комплексиращ агент за разтворените благородни метали, наред с тиосулфата, се използва евтин и достъпен отпадъчен продукт;
- разходите на тиосулфат и медни йони са по-ниски от тези при химично излугване без аминокиселини;
- разтворените благородни метали в продукционните разтвори не се утаяват спонтанно за продължителен период от време;
- методът е безвреден за обслужващия персонал и околната среда.
ПРИМЕРИ ЗА ИЗПЪЛНЕНИЕ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
1. Пример 1. На излугване е подложена проба от златоносна окисна руда от находище Габерово. Полезните компоненти в рудата са златото и среброто, чието съдържание е съответно 2,3 β/Μβ и 19,3 β/Μβ. Основен минерал на вместващата скала е кварц, а благородните метали са акумулирани главно в порьозни железни и манганови хидроокиси, които са локализирани предимно в микропукнатини на кварца. 7,10% от златото и 27,10% от среброто са финодиспергирани в сулфидни и силикатни минерали и не могат да бъдат извлечени чрез хидрометалургични и биотехнологични методи.
Излугването на рудата се провежда в колона от поливинил хлориди с височина 1800 тт и вътрешен диаметър 315 тт. Колоната има фалшиво дъно, приемник за дрениралите продукционни разтвори и съд за дозирано подаване на излугващия разтвор към рудата в колоната. Колоната съдържа 150 к§ руда с едрина - 20 тт. Излугването се провежда в затворена схема като продукционният разтвор от приемника постъпва в колонен циментатор с цинкови стружки за извличане на разтворените благородни метали. След циментатора разтворът постъпва в регенератор, в който концентрациите на реагенти и обемът му се довеждат до желаните нива и така приготвеният излугващ разтвор постъпва в съд за дозирано подаване към рудата в колоната. Използва се излугващ разтвор със следния състав: тиосулфат /добавен като амониева сол/ - 25 β/Ι, куприйони /добавени като меден сулфат/ 1 β/1, микробен хидролизат от ЗассЬаготусез 1асЙ5 /съдържание на общ белтък 36,84% и на общ азот - 5,89% - 1 β/1, рН
8,5 - 9,0 /поддържа се с амоняк/. Норма и режим на оросяване на рудата - ежедневно с по 120 1 разтвор/Μβ руда. Излугването се провежда при температура в границите от 16 - 18°С.
Рециклираните разтвори се анализират ежедневно в трите основни пункта на технологичната схема: преди постъпване в колоната с руда, след изтичане от колоната /преди циментация/ и след циментация. Контролират се следните параметри: обем на разтвора, рН, температура, съдържание на злато, сребро, тиосулфат, аминокиселини.
Съдържанието на разтворените благородни метали се определят чрез плазмена и атомноабсорбционна спектроскопия. След приключване на излугването остатъчните съдържания на благородни метали в рудата се определят чрез купелуване.
В резултат на излугването за 35 дни са извлечени 82,4% от златото и 62,6% от среброто в рудата. При контролно излугване с цианид за същото време са извлечени 77,0% от златото и 58,5% от среброто. При контролно излугване с разтвор на тиосулфат /25 β/1/ и медни йони /1 β/1/ са извлечени 75,2% от златото и 52,1% от среброто, а при контролно излугване с разтвор на аминокиселини /5 β/1/ и КМпО4 /5 β/1/ - 68,4% от златото и 50,5% от среброто за същия период от време /35 дни/.
Разходът на тиосулфат при излугването е 3,7 кя/Μβ руда, а на мед - 0,41 кв/Μβ руда, докато разходите на тези реагенти при химично излугване с тиосулфат и мед са съответно
4,4 и 0,53 кв/Μβ руда.
Пример 2. На излугване по начина, описан в пример 1, е подложена проба от златоносна окисна руда от находище Петелово. Рудата съдържа 1,2 β/Μβ злато и 6,2 β/Μβ сребро. Основният минерал е кварц, а благородните метали се съдържат главно в железни хидроокиси. Фазовият анализ на рудата показва, че 10,80% от златото и 21,50% от среброто са финодиспергирани в сулфидни и силикатни минерали.
За 35 дни са извлечени 77,4% от златото и 66,4% от среброто от рудата. При контролно узлугване с разтвор на аминокиселини /5 β/1/ и КМпО4 /5 β/1/ са извлечени 64,4% от златото и 55,9% от среброто. При контролно излугване с разтвор на тиосулфат /25 β/1/ и медни йони /1 β/1/ са извлечени 71,0% от златото и 56,1% от среброто, като разходът на тиосулфат е по-висок /4,8 кβ/Μβ за контролата и 4,1 кβ/Μβ за експеримента/.
Пример 3. Руда от находище Габерово (вж. пример 1) се излугва в реактор с механич4 но разбъркване. Рудата е с едрина - 0,1 тт. Реакторът съдържа 500 ш1 излугващ разтвор със състав: тиосулфат /амониев/ 100 β/1, куприйони /меден сулфат/ - 3 β/1, микробен хидролизат 3 β/1, рН 8,5 - 9,0 /поддържа се с амоняк/ и 150 β руда. Излугването се провежда при скорост на разбъркване на пулпа 300 об. / ηιϊπ и температура 27°С. За 12 Ь са извлечени 90,1 % от златото и 70,7% от среброто от рудата. При контролно излугване с цианид са извлечени 87,8% от златото и 68,6% от среброто, а при контролно излугване с тиосулфат и куприйони - 84,8% от златото и 67,1% от среброто.
Пример 4. През 1993 г в близост от флотационната фабрика “Елшица” е изградена пилотна инсталация за излугване на благородни метали от златоносни руди от находище Петелово. На бетонна площадка е насипна халда с форма на пресечена пирамида. Халдата съдържа 415 ί руда с изходно съдържание на злато 2,2 β/Μβ и на сребро 10,5 β/Μβ. Рудата е с едрина 90% - 30 тт.
Излугването на рудата започва с алкализиарнето на киселинногенериращите й компоненти /сулфатна сяра, пирит и други сулфиди/ посредством варови разтвори. След достигане на рН в алкалната област /рН от 8 - 9/ се започва излугването на благородните метали посредством разтвори, съдържащи амониев тиосулфат, белтъчен хидролизат от микробен произход и медни йони. Продукционните разтвори са третирани чрез циментация с метален цинк. За 32 дни са извлечени 36,39% от златото и 27,50% от среброто в рудата.
Claims (2)
- Патентни претенции1. Метод за извличане на благородни метали от окисни руди, при който рудите се из5 лугват с воден разтвор на тиосулфат и медни йони в халди или реактори, а продукционните разтвори се преработват по известни методи циментация, сорбция, йонообмен, за извличане на разтворените благородни метали под фор10 мата на концентрати, характеризиращ се с това, че излугващият разтвор допълнително съдържа аминокиселини от микробен произход, които се получават след хидролиза на микробна биомаса при следните концентрации на отделните15 компоненти в β/1: тиосулфат - от 10 до 200, куприйони - от 0,2 до 5, аминокиселини от микробен произход, - от 0,5 до 5, рН на разтвора е слабоалкално, в границите от 8 до 9.
- 2. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че като източник на аминокиселини се използва хидролизат от биомаса на ЗассЬаготусез 1асбз.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
BG98365A BG61002B1 (bg) | 1994-01-10 | 1994-01-10 | метод за извличане на благородни метали от окисни руди |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
BG98365A BG61002B1 (bg) | 1994-01-10 | 1994-01-10 | метод за извличане на благородни метали от окисни руди |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
BG98365A BG98365A (en) | 1995-08-28 |
BG61002B1 true BG61002B1 (bg) | 1996-08-30 |
Family
ID=3925548
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
BG98365A BG61002B1 (bg) | 1994-01-10 | 1994-01-10 | метод за извличане на благородни метали от окисни руди |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
BG (1) | BG61002B1 (bg) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US20140212346A1 (en) * | 2011-08-15 | 2014-07-31 | Her Majesty The Queen in Right of Canada as Repres ented by the Minister of Natural Resources Canada | Process of leaching precious metals |
US10480046B2 (en) * | 2013-09-04 | 2019-11-19 | Curtin University Of Technology | Process for copper and/or precious metal recovery |
-
1994
- 1994-01-10 BG BG98365A patent/BG61002B1/bg unknown
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US20140212346A1 (en) * | 2011-08-15 | 2014-07-31 | Her Majesty The Queen in Right of Canada as Repres ented by the Minister of Natural Resources Canada | Process of leaching precious metals |
US9150942B2 (en) * | 2011-08-15 | 2015-10-06 | Her Majesty The Queen In Righat Of Canada As Represented By The Minister Of Natural Resources Canada | Process of leaching precious metals |
US10480046B2 (en) * | 2013-09-04 | 2019-11-19 | Curtin University Of Technology | Process for copper and/or precious metal recovery |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
BG98365A (en) | 1995-08-28 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Syed | Recovery of gold from secondary sources—A review | |
Abbruzzese et al. | Biological and chemical processing of low-grade manganese ores | |
Tuovinen et al. | Use of micro-organisms for the recovery of metals | |
CA1235908A (en) | Process for the isolation of noble metals | |
CA1200395A (en) | Simultaneous leaching and cementation of precious metals | |
RU2385959C1 (ru) | Способ получения золота из сульфидных золотосодержащих руд | |
Jha | Refractoriness of Certain Gold OrestoCyanidation: Probable Causes and Possible Solutions | |
CN103114202A (zh) | 环境友好型难浸金银矿多金属综合回收工艺 | |
CN109112306B (zh) | 一种利用臭氧氧化与微生物氧化联合处理难处理金精矿的方法 | |
US5279803A (en) | Precious metal recovery process from carbonaceous ores | |
BG61002B1 (bg) | метод за извличане на благородни метали от окисни руди | |
RU2342446C2 (ru) | Способ извлечения цветных и благородных металлов, преимущественно меди и золота, из пиритных огарков | |
CN110642348B (zh) | 一种络合-离子浮选法处理含氰废水的方法 | |
KR102619635B1 (ko) | 폐인쇄회로기판으로부터 구리 및 금을 선택적으로 회수하는 방법 | |
Kanayev et al. | Biooxidation of gold-bearing sulfide ore and subsequent biological treatment of cyanidation residues | |
RU2234544C1 (ru) | Способ переработки упорных золото-мышьяковых руд и концентратов | |
CN111100986B (zh) | 一种高效选择性浸出金的非氰浸金剂及制备方法和用途 | |
Romano et al. | Reactivity of a molybdenite concentrate against chemical or bacterial attack | |
RU2336343C1 (ru) | Способ извлечения металлов из комплексных руд, содержащих благородные металлы | |
CN112795789A (zh) | 一种高效选择性浸出金的非氰浸金剂及制备方法和用途 | |
Parga et al. | Removal of aqueous lead and copper ions by using natural hydroxyapatite powder and sulphide precipitation in cyanidation process | |
CN116751972A (zh) | 一种高效环保回收金的浸金剂及制备方法和用途 | |
Bădulescu | Solubilization Processing of Ashes Power Plant | |
Ilyas et al. | Role of green and integrated chemistry in sustainable metallurgy | |
Groudev et al. | A combined chemical and biological heap leaching of an oxide gold-bearing ore |