BG65703B1 - Method for precious metals extraction from sulphide concentrates and secondary materials - Google Patents
Method for precious metals extraction from sulphide concentrates and secondary materials Download PDFInfo
- Publication number
- BG65703B1 BG65703B1 BG108718A BG10871804A BG65703B1 BG 65703 B1 BG65703 B1 BG 65703B1 BG 108718 A BG108718 A BG 108718A BG 10871804 A BG10871804 A BG 10871804A BG 65703 B1 BG65703 B1 BG 65703B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- solution
- precious metals
- extraction
- silver
- copper
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Област на техникатаTechnical field
Изобретението се отнася до метод за извличане на благородни метали от сулфидни концентрати и вторични материали и по-специално извличане на злато и сребро от сулфидни концентрати като пиритни, арсенопиритни и медни концентрати, както и от вторични материали, съдържащи благородни метали.The invention relates to a method of recovering precious metals from sulfide concentrates and secondary materials, and in particular to recovering gold and silver from sulfide concentrates such as pyrite, arsenopyrite and copper concentrates, as well as from secondary materials containing noble metals.
Предшестващо състояние на техникатаBACKGROUND OF THE INVENTION
Известен е цианиден метод за извличане на благородни метали, при който разтварянето на златото и среброто в цианидни разтвори се извършва в присъствие на кислород, в резултат на което златото и среброто образуват стабилни комплексни съединения. Използват се най-вече алкални цианиди. Извличането на благородните метали от получените цианидни разтвори се извършва чрез циментация с цинк. Методът е технически лесно осъществим. (Хр. Василев, Д. Кунев. Металургия на благородните и редки метали. Изд. Техника, София, 1981 г., стр. 206225). Основни недостатъци на цианидния метод са високата токсичност на цианидите и сравнително ниската производителност. Освен това методът не осигурява разделяне на благородните метали от арсена. Голям е и относителният дял на разходите, свързани с обезвреждането, депонирането и съхранението на твърдия остатък след неговото третиране с цианиди.A cyanide method is known for the extraction of precious metals, in which the dissolution of gold and silver in cyanide solutions is carried out in the presence of oxygen, resulting in gold and silver forming stable complex compounds. Mainly alkaline cyanides are used. The recovery of the precious metals from the cyanide solutions obtained is carried out by zinc cementation. The method is technically feasible. (Hr. Vasilev, D. Kunev. Metallurgy of precious and rare metals. Tech. Publishing House, Sofia, 1981, p. 206225). The main disadvantages of the cyanide method are the high cyanide toxicity and relatively low productivity. Furthermore, the method does not ensure the separation of precious metals from arsenic. The relative share of the costs associated with the disposal, disposal and storage of the solid residue after its treatment with cyanide is also significant.
Известен е също така метод за извличане на злато и сребро от материали, съдържащи благородни метали, чрез обработване с разтвор на тиокарбамид. Полученият разтвор, съдържащ комплексни соли на златото и среброто с тиокарбамида, се привежда в контакт с активен въглен, който абсорбира златото и среброто. След това златото и среброто се отделят от въглерода чрез обработване с тиосулфатни йони (US 4778519).Also known is a method of extracting gold and silver from materials containing precious metals by treatment with a solution of thiourea. The resulting solution, containing complex salts of gold and silver with thiourea, is brought into contact with activated carbon, which absorbs gold and silver. Gold and silver are then separated from carbon by treatment with thiosulfate ions (US 4778519).
Друг известен метод за извличане на благородни метали се състои в обработването на материалите с разтвор на тиосулфат. Например в US 4070182 е описан метод за извличане на зла то от медсъдържащи сулфидни материали, съдържащи злато. Материалът се подлага на главно извличане в окислителна среда, при което медта преминава в разтвора. Твърдият остатък от това извличане или сулфидният материал (преди главното извличане) се подлага на вторично извличане с разтвор на амониев тиосулфат в присъствие на куприйони и кислород, при което златото преминава в тиосулфатния разтвор. От този разтвор златото се отделя чрез циментация с мед или цинк, като преди циментацията куприйоните се редуцират до купройони със серен диоксид. Този процес е свързан с проблем, изразяващ се в нестабилност на тиосулфатните йони в разтвора. В US 4269622 е описан метод за извличане на благородни метали като злато и сребро от концентрати, съдържащи манган, чрез извличане с амониево-тиосулфатен разтвор, съдържащ мед, и амоняк в количества, достатъчни за поддържане на pH на стойност над 7,5, и над 0,05 % сулфитни йони. Благородните метали могат да се отделят от получения разтвор чрез циментация с цинк, желязо или мед, а така също чрез електролиза или прибавяне на разтворими сулфиди, за да се получи сулфиден преципитат. US 4369061 се отнася до усъвършенстване на този процес, като концентрацията на сулфитните йони се поддържа не по-ниско от 0,05 % чрез използване на серен диоксид, а получаването на необходимия тиосулфат се постига чрез добавянето на елементарна сяра към системата.Another well-known method for recovering precious metals is to treat the materials with a thiosulfate solution. For example, US 4070182 describes a method for extracting gold from copper-containing sulfide materials containing gold. The material is subjected to major extraction in an oxidizing medium, whereby copper passes into the solution. The solid residue of this recovery or the sulphide material (before the main recovery) is subjected to secondary extraction with a solution of ammonium thiosulfate in the presence of cupriions and oxygen, whereby the gold is converted into the thiosulfate solution. From this solution the gold is separated by cementation with copper or zinc, and before cementation the cuprions are reduced to cuprions with sulfur dioxide. This process is associated with a problem that results in the instability of thiosulfate ions in solution. US 4269622 discloses a method for recovering precious metals such as gold and silver from manganese-containing concentrates by extraction with copper-containing ammonium thiosulfate solution and ammonia in quantities sufficient to maintain a pH above 7.5, and more than 0.05% sulfite ions. Precious metals can be separated from the solution obtained by cementation with zinc, iron or copper, as well as by electrolysis or by the addition of soluble sulfides to form a sulfide precipitate. US 4369061 relates to the refinement of this process, the concentration of sulfite ions being maintained at not less than 0.05% by the use of sulfur dioxide, and the production of the necessary thiosulfate is achieved by the addition of elemental sulfur to the system.
В сравнение с цианидния метод използването на тиосулфатни разтвори осигурява извличане на благородните метали за по-кратко време, без да се използват токсични реагенти. Някои от методите изискват предварително пържене на обработвания материал и продължителността за обработка с тиосулфатни разтвори е сравнително голяма, което е свързано с увеличаване на производствените разходи. Освен това на хидрометалургична преработка се подлагат главно халкопиритни концентрати или материали, където примесите от благородни метали са разположени основно на повърхността на минералите.Compared to the cyanide method, the use of thiosulphate solutions ensures the recovery of noble metals in a shorter time without the use of toxic reagents. Some methods require pre-frying of the treated material and the duration of treatment with thiosulfate solutions is relatively long, which is associated with an increase in production costs. In addition, hydrometallurgical processing is mainly subjected to chalcopyrite concentrates or materials, where the precious metal impurities are located mainly on the surface of the minerals.
Техническа същност на изобретениетоSUMMARY OF THE INVENTION
Методът за извличане на благородни метали от сулфидни концентрати и вторични мате2The method of recovering precious metals from sulphide concentrates and secondary mats2
65703 Bl риали включва обработването им с разтвор на амониев тиосулфат в присъствие на куприйони, свободен амоняк и кислород до получаване на тиосулфатен разтвор, съдържащ благородни метали, които се извличат чрез циментация. Съгласно изобретението материалът, съдържащ благородни метали, едновременно се подлага и на електрохимична обработка с 1 до 5 броя потопени в тиосулфатния разтвор електродни модули, всеки от които се състои от 4 до 10 анода, а катодите са съответно с един по-малко. Плътността на тока е от 4 до 16 mA/cm3.65703 B1 rials include treating them with a solution of ammonium thiosulphate in the presence of cupriions, free ammonia and oxygen to form a thiosulphate solution containing noble metals which is recovered by cementation. According to the invention, the precious metal-containing material is simultaneously subjected to electrochemical treatment with 1 to 5 electrode modules immersed in the thiosulphate solution, each consisting of 4 to 10 anodes, and the cathodes respectively smaller. The current density is from 4 to 16 mA / cm 3 .
Съотношението на площите на анод към катод е от 3:1 до 8:1.The ratio of the areas of the anode to the cathode is from 3: 1 to 8: 1.
Електродите са изготвени от мед, никел, титан, сребро или комбинация от тях.The electrodes are made of copper, nickel, titanium, silver or a combination thereof.
При един вариант на изпълнение на изобретението за приготвяне на воден разтвор на амониев тиосулфат се използва анолит, получен при електрохимично обработване на вода, съдържаща 0,1 -0,3 g/1 NaOH или NaHCO3, в електролизна клетка, снабдена с мембрана, при напрежение от 4 до 36 V и плътност на тока от 2 до 40 mA/cm2.In one embodiment of the invention, for the preparation of an aqueous solution of ammonium thiosulfate, an anolyte obtained by electrochemical treatment of water containing 0.1-0.3 g / l NaOH or NaHCO 3 is used in an electrolytic cell equipped with a membrane, at a voltage of 4 to 36 V and a current density of 2 to 40 mA / cm 2 .
Предимствата на метода за извличане на благородни метали съгласно изобретението се изразяват в следното. В процеса на многостадийното разтваряне на златото и среброто в тиосулфатния разтвор електрохимичното въздействие върху тиосулфата в присъствие на куприйони и амоняк активира образуването на амонячни комплекси с куприйоните, с което се осигурява по-кратко време за извличане на благородните метали в разтвора и по-висока степен на извличане на златото и среброто от материалите, включително от концентрати, в които благородните метали са под формата на микропримеси, вградени в кристалната решетка на основния минерал. Извличането на благородните метали се извършва при стайна температура. Използването на анолит за приготвяне на тиосулфатни разтвори осигурява присъствието на активен кислород, което също ускорява процеса на разтваряне на благородните метали. В процеса не се използват токсични реагенти. При обработването на арсенсъдържащи материали арсенът не преминава в тиосулфатния разтвор, в който се концентрират благородните метали.The advantages of the precious metal recovery method according to the invention are expressed in the following. In the process of multistage dissolution of gold and silver in the thiosulphate solution, the electrochemical action on thiosulphate in the presence of cuprions and ammonia activates the formation of ammonia complexes with cuprions, thus providing a shorter time for the extraction of the noble metals in the solution. extraction of gold and silver from materials, including concentrates, in which precious metals are in the form of micro-impurities embedded in the crystalline lattice of the parent mineral. The recovery of the precious metals is carried out at room temperature. The use of anolyte for the preparation of thiosulphate solutions ensures the presence of active oxygen, which also speeds up the process of dissolving the precious metals. No toxic reagents are used in the process. In the treatment of arsenic-containing materials, arsenic does not pass into the thiosulphate solution in which the precious metals are concentrated.
Примери за изпълнение на изобретениетоExamples of carrying out the invention
Изобретението се пояснява със следните примери.The invention is illustrated by the following examples.
Пример 1.1000 g пиритен концентрат със съдържание на Au 12 g/t, Ag 62 g/t, 0,5% As и едрина на частиците 95 % под 0,083 mm се обработва в смесителен съд, снабден с бъркалка. В близост до стените на съда са разположени 2 електродни модули, всеки от които има 5 медни аноди и 4 медни катоди, като площта на всеки анод е 4 пъти по-голяма от площта на катода. Материалът се обработва с разтвор на амониев тиосулфат с концентрация 200 g/Ι, в който се съдържат 5 g/Ι куприйони и свободен амоняк в количество, което регулира pH на разтвора на стойност 9-10. Съдържанието на твърдата фаза в разтвора е 400 g/Ι. Едновременното обработване на материала с тиосулфатния разтвор и електродните модули се провежда при интензивно разбъркване и продухване на въздух през системата. Обработването се извършва при плътност на тока 10-12 mA/cm2 в продължение на 45 min. След филтруване и измерване на концентрацията на благородни метали се установява, че извличането на Au е 96% и на Ag 78%. Не е установено наличие на арсен в разтвора.Example 1.1000 g of pyrite concentrate with an Au content of 12 g / t, Ag 62 g / t, 0.5% As and a particle size of 95% less than 0.083 mm was treated in a mixing vessel equipped with a stirrer. Near the walls of the vessel are located 2 electrode modules, each of which has 5 copper anodes and 4 copper cathodes, the area of each anode is 4 times the area of the cathode. The material is treated with a 200 g / а solution of ammonium thiosulfate containing 5 g / Ι cuprion and free ammonia in an amount that adjusts the pH of the solution to a value of 9-10. The solids content of the solution is 400 g / Ι. Simultaneous treatment of the material with the thiosulfate solution and the electrode modules is carried out with intensive stirring and purging of air through the system. The treatment was carried out at a current density of 10-12 mA / cm 2 for 45 minutes. After filtration and concentration measurement of precious metals, it was found that Au recovery was 96% and Ag 78%. The presence of arsenic in the solution has not been established.
Извличането на златото и среброто от получения тиосулфатен разтвор се извършва чрез циментация с цинков прах съгласно известни методи.The extraction of gold and silver from the resulting thiosulfate solution is carried out by zinc powder cementation according to known methods.
Пример 2. В електролизьор с обем 1 1, снабден с керамична мембрана, се обработва вода, съдържаща 0,2 g/1 NaHCO3 при напрежение 12 V и плътност на тока 0,8 mA/cm2. Полученият анолит с обем 500 cm3 е набогатен на активен кислород и се използва за получаване на разтвор на амониев тиосулфат с концентрация 180 g/1, а католитът се подава в топкова мелница за досмилане на материала до едрина под 0,083 mm (90 %) преди обработването му с тиосулфатния разтвор, при което католитът пасивира желязната повърхност и се спестява разход на железни топки.EXAMPLE 2 Water in a volume 1 L equipped with a ceramic membrane was treated with water containing 0.2 g / l NaHCO 3 at a voltage of 12 V and a current density of 0.8 mA / cm 2 . The resulting 500 cm 3 anolyte is enriched with active oxygen and used to form a 180 g / l ammonium thiosulphate solution, and the catholyte is fed into a ball mill to grind the material to less than 0.083 mm (90%) before its treatment with the thiosulphate solution, whereby the catholyte passivates the iron surface and saves the consumption of iron balls.
Обработването на пиритен концентрат, съдържащ Au 12 g/t, Ag 62 g/t, 0,5% As, се извършва в смесителен съд, снабден с бъркалка, в който е разположен електроден модул, състоящ се от 6 медни аноди и 5 медни катоди, като площта на анода е пет пъти по-голяма от площта наThe treatment of pyrite concentrate containing Au 12 g / t, Ag 62 g / t, 0.5% As, is carried out in a mixing vessel equipped with a stirrer containing an electrode module consisting of 6 copper anodes and 5 copper cathodes, the anode surface being five times the area of the anode
65703 Bl катода. Материалът се обработва с разтвора на амониев тиосулфат, в който се съдържат 5 g/Ι куприйони и свободен амоняк в количество, което регулира pH на разтвора на стойност 9-10. Съдържанието на твърдата фаза в разтвора е 350 g/1. Едновременното обработване на материала с тиосулфатния разтвор и електродния модул се провежда при плътност на тока 8-10 mA/cm2, интензивно разбъркване и продухване на въздух през системата. Продължителността на обработката е 20 min. След филтруване и измерване на концентрацията на благородни метали се установява, че степента на извличане на Au е 95 % и на Ag 80 %. Не е установено наличие на арсен в разтвора.65703 Bl cathode. The material is treated with a solution of ammonium thiosulphate containing 5 g / йо cuprion and free ammonia in an amount that adjusts the pH of the solution to a value of 9-10. The solids content of the solution is 350 g / l. Simultaneous treatment of the material with the thiosulfate solution and the electrode module is carried out at a current density of 8-10 mA / cm 2 , intensive stirring and purging of air through the system. The processing time is 20 min. After filtration and concentration measurement of the precious metals, it was found that the recovery rate of Au was 95% and of Ag 80%. The presence of arsenic in the solution has not been established.
Пример 3. Изходният материал е пиритен концентрат със съд ържание на Au 12 g/t, Ag 62 g/t, 0,5% As. 1000 g от концентрата се обработват за кратко време (30 s до 3 min) в магнитна мелница, която представлява желязна тръба, в която са поставени малки парчета от желязо с цилиндрична форма и размери: дължина 2 cm, диаметър 0,05 cm, които при пускане на магнитно поле започват да се въртят с бързината на полето (около 3000 об/min), при което материалът в тръбата се смила за 30 s до едрина под 0,083 mm. След това смляната проба се подава в смесителен съд с обем 21, снабден с бъркалка и три медни електрохимични модула с по 5 анода и по 4 катода всеки модул, като съотношението на анода към катода е 5:1. За приготвяне на разтвор на амониев тиосулфат с концентрация 180 g/Ι се използва анолит, получен в електролизьор съгласно Пример 2. Материалът се обработва с разтвора на амониев тиосулфат, в който се съдържат 5 g/Ι куприйони и свободен амоняк в количество, което регулира pH на разтвора на стойност 9-10. Съдържанието на твърдата фаза в разтвора е 350 g/1. Едновременното обработване на материала с тиосулфатния разтвор и електродните модули се провежда при интензивно разбъркване и продухване на въздух през системата. Обработването се извършва при плътност на тока 10-12 mA/cm2 в продължение на 20 min. След филт5 руване и измерване на концентрацията на благородни метали се установява, че извличането на Au е 96% и на Ag 78%. Не е установено наличие на арсен в разтвора.Example 3. The starting material is a pyrite concentrate with an Au content of 12 g / t, Ag 62 g / t, 0.5% As. 1000 g of concentrate are processed for a short time (30 s to 3 min) in a magnetic mill, which is an iron tube, in which small pieces of cylindrical shaped iron are placed and dimensions: length 2 cm, diameter 0.05 cm, which when starting a magnetic field, they begin to rotate at the speed of the field (about 3000 rpm), whereby the material in the tube is ground for 30 s to a volume of less than 0.083 mm. The milled sample is then fed to a mixing tank of 21, equipped with a stirrer and three copper electrochemical modules with 5 anodes and 4 cathodes each module, the ratio of the anode to the cathode is 5: 1. For the preparation of a solution of ammonium thiosulphate at a concentration of 180 g / Ι, anolyte obtained in an electrolysis cell according to Example 2. is used. the pH of the solution is 9-10. The solids content of the solution is 350 g / l. Simultaneous treatment of the material with the thiosulfate solution and the electrode modules is carried out with intensive stirring and purging of air through the system. The treatment was carried out at a current density of 10-12 mA / cm 2 for 20 minutes. After filtering and measuring the precious metal concentration, it was found that the Au recovery was 96% and Ag 78%. The presence of arsenic in the solution has not been established.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| BG108718A BG65703B1 (en) | 2004-05-12 | 2004-05-12 | Method for precious metals extraction from sulphide concentrates and secondary materials |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| BG108718A BG65703B1 (en) | 2004-05-12 | 2004-05-12 | Method for precious metals extraction from sulphide concentrates and secondary materials |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| BG108718A BG108718A (en) | 2005-12-30 |
| BG65703B1 true BG65703B1 (en) | 2009-07-31 |
Family
ID=35614605
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG108718A BG65703B1 (en) | 2004-05-12 | 2004-05-12 | Method for precious metals extraction from sulphide concentrates and secondary materials |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| BG (1) | BG65703B1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| BG66040B1 (en) * | 2005-03-18 | 2010-11-30 | Владко ПАНАЙОТОВ | Process for precious metals extraction from sulphide concentrates |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4269922A (en) * | 1979-03-12 | 1981-05-26 | Xerox Corporation | Positive toners containing long chain hydrazinium compounds |
| US4369061A (en) * | 1979-12-28 | 1983-01-18 | Kerley Jr Bernard J | Recovery of precious metals from difficult ores |
-
2004
- 2004-05-12 BG BG108718A patent/BG65703B1/en unknown
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4269922A (en) * | 1979-03-12 | 1981-05-26 | Xerox Corporation | Positive toners containing long chain hydrazinium compounds |
| US4369061A (en) * | 1979-12-28 | 1983-01-18 | Kerley Jr Bernard J | Recovery of precious metals from difficult ores |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| BG66040B1 (en) * | 2005-03-18 | 2010-11-30 | Владко ПАНАЙОТОВ | Process for precious metals extraction from sulphide concentrates |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| BG108718A (en) | 2005-12-30 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US6355175B1 (en) | Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions | |
| AU669906C (en) | Production of metals from minerals | |
| US3772003A (en) | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore | |
| US10563283B2 (en) | Methods, materials and techniques for precious metal recovery | |
| JPH09511023A (en) | Hydrometallurgical extraction method | |
| Figueroa et al. | Recovery of gold and silver and removal of copper, zinc and lead ions in pregnant and barren cyanide solutions | |
| NZ205153A (en) | Hydrometallurgical process for recovery of gold or silver from ores | |
| CN108374095B (en) | Method for recovering silver from silver-containing aqueous solution | |
| JP5200588B2 (en) | Method for producing high purity silver | |
| RU2378398C2 (en) | Method of silver receiving | |
| BG65703B1 (en) | Method for precious metals extraction from sulphide concentrates and secondary materials | |
| RU2361937C1 (en) | Preparation method of resistant sulphide ore and concentrates to leaching | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| JP5573763B2 (en) | High purity silver production waste liquid treatment method | |
| Parga et al. | Removal of aqueous lead and copper ions by using natural hydroxyapatite powder and sulphide precipitation in cyanidation process | |
| RU2635582C1 (en) | Method of leaching metals from refractory carbonaceous ores (versions) | |
| CA2204424C (en) | Process for the extraction and production of gold and platinum-group metals through cyanidation under pressure | |
| RU2339708C1 (en) | Leaching method for products, containing metals sulfides | |
| RU2258768C1 (en) | Method of extraction of gold and silver from polymetallic raw material | |
| RU2081193C1 (en) | Method of percolation recovery of silver and gold from ores and dumps | |
| RU2811640C1 (en) | Method for gold extraction from ores and ore products by thiocyanate leaching | |
| AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| RU2742763C1 (en) | Silver-containing raw material processing method | |
| MX2008003602A (en) | Process for the lixiviation and recovery of silver and gold with copper ammonia thiosulfate solutions. | |
| BG109085A (en) | Process for precious metals extraction from sulphide concentrates |