CZ2022347A3 - Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek - Google Patents

Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek Download PDF

Info

Publication number
CZ2022347A3
CZ2022347A3 CZ2022-347A CZ2022347A CZ2022347A3 CZ 2022347 A3 CZ2022347 A3 CZ 2022347A3 CZ 2022347 A CZ2022347 A CZ 2022347A CZ 2022347 A3 CZ2022347 A3 CZ 2022347A3
Authority
CZ
Czechia
Prior art keywords
gold
uranium
solution
extraction
ores
Prior art date
Application number
CZ2022-347A
Other languages
English (en)
Inventor
Marat Meretukov
Original Assignee
Marat Meretukov
Marat Meretukov
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Marat Meretukov, Marat Meretukov filed Critical Marat Meretukov
Priority to CZ2022-347A priority Critical patent/CZ2022347A3/cs
Publication of CZ2022347A3 publication Critical patent/CZ2022347A3/cs

Links

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
    • 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
    • C22B11/06—Chloridising
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/065—Nitric acids or salts thereof
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • 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
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C22B60/023—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors halogenated ion as active agent
    • 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
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C22B60/0234—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors sulfurated ion as active agent
    • 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
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C22B60/0239—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors nitric acid containing ion as active agent
    • 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
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0252—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes treatment or purification of solutions or of liquors or of slurries
    • C22B60/0265—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes treatment or purification of solutions or of liquors or of slurries extraction by solid resins
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Hydrometalurgický bezkyanidový způsob společné těžby zlata a uranu z rud, koncentrátů nebo skládek je založený na úpravě drceného materiálu vodným roztokem minerální kyseliny obsahujícím komplexotvorná činidla a oxidační činidla, čímž se vytvoří roztok obsahující uran a zlato, ze kterého jsou tyto kovy extrahovány společně nebo postupně pomocí uhlíkové nebo iontoměničové sorpce.

Description

Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek
Oblast techniky
Tento vynález se týká hydrometalurgie kovů, zejména hydrometalurgických způsobů zpracování zlata a předmětů obsahujících uran, například uranu a zlatonosných rud, ve kterých tyto kovy existují společně nebo odděleně ve formě jemně rozptýlených vměstků nebo v gravitační koncentráty, ve kterých jsou kovy prezentovány ve formě velkých částic, nebo na skládkách obsahujících zlato a uran v kombinaci s oxidy železa, mědi, olova, zinku nebo niklu.
Vynález lze využít pro hydrometalurgické zpracování rud, kde se projevuje „symbióza“ uranu a zlata:
- zlato-uranové rudy v uhlíkatých břidlicích;
- komplexní uranovo-zlaté rudy v konglomerátech (s kovy platinové skupiny) a pískovcích (hlavní typ);
- komplexní uranovo-zlaté rudy v metamorfované kůře zvětrávání.
Příklady takových rud: Witwatersrand (Jižní Afrika), Olympic Dam (Austrálie) a ložiska pískovce v Uzbekistánu.
Dosavadní stav techniky
Obsah uranu ve zlatonosných rudách Witwatersrand se pohybuje od 100 do 500 g/t. Během boomu 70. a 80. let se uran těžil jako vedlejší produkt ve 27 různých nalezištích zlata v Jižní Africe. Z počátku následovalo kyselé loužení uranu po kyanizaci, protože neznamenalo změny v technologických schématech zaměřených především na těžbu zlata. Další studie však ukázaly, že dodatečného výtěžku volného zlata (0,4-0,6 g/t) lze dosáhnout nejprve kyselým loužením uranu s následnou neutralizací roztoku, vytvořením alkalického prostředí a kyanidací za účelem získání zlata (Faure A. Production of a high-purity uranium at a South Afričan gold mine. Processing of low-grade uranium ores (Proč. Panel. Vienna, 1966), IAEA, Vienna, 1967. pp. 119-142;
James H. Recent trends in research and development work on the processing of uranium ore in South Africa. / Uranium ore processing (Proč. Advisory Group Mtg, Washington, DC, 1975). IAEA. Vienna. 1976. pp. 23-37); LoiteringM. Mineralogy and uranium leaching response of low grade South Afričan ores. // Miner. Eng. 2008. V. 21. pp. 16-22).
To se potvrdilo zejména při zpracování rud z ložisek zlata na Vaal River (Jižní Afrika), obsahujících v průměru 300 g U3O8 /t. V Jihoafrické republice se se standardní přidruženou těžbou uranu (po kyanidaci) používá zejména iontově výměnná adsorpce. Vzhledem k tomu, že při eluci uranu nedochází k desorbci sloučenin kyanidu kobaltu, byla použita technologie založená na prvotním loužení uranu kyselinou sírovou a teprve poté na kyanidaci zlata (Fleming G, Hancock R. The mechanism in the poisoning of anion-exchange resins by cobalt cyanide. // SAIMM J. 1979. V. 79. pp. 334-341).
Podobný problém byl zaznamenán při adsorpci uranu z kyselých roztoků vytvořených v Jižní Africe v důsledku zpracování hlušiny z kyanidového procesu (Van Deventer J., Mikhaylenko M. Notes of practical application of ion exchange resins in uranium extractive metallurgy. / ALTA Uranium Conf. 2009. May 28-30. - 16 pp.). Eluce uranylsulfátu může být provedena pomocí kyselých roztoků chloridu (Bibler J. Recent developments in ion exchange. Ed. P. Williams, M. Hudson / Elsevier. 2012. pp. 121-134). Účinnost tohoto procesu, ke kterému dochází při použití
- 1 CZ 2022 - 347 A3
0.9M NH4CI nebo NaCl + 0,1 M HC1 při pokojové teplotě po dobu 12-15 h, závisí na hodnotě ionizačního potenciálu činidla obsahujícího chlor. Uranylsulfátový komplex v pryskyřičné fázi lze převést na uranylchlorid. K tomu se pryskyřice zpracuje 6-10% roztokem NaCl, načež se uranylchlorid desorbuje vodou za vzniku eluátu obsahujícího až 60 g/dm3 uranu.
V rudách zlato-měď-uranového ložiska Olympic-Dam je uran spojen se sulfidovými minerály mědi a zóny mineralizace zlata (0.5 g/t) jsou izolovány od mineralizace uranu (0,06 %) a mědi (1,8 %). zóny. Pomocí sulfidické flotace se získává měděno-zlatý koncentrát, kam se přenese asi 20 % uranu. Vyluhování uranu z koncentrátu se provádí roztokem kyseliny sírové (100 g H2SO4/dm3) bez přídavku oxidačního činidla při teplotě 60 °C, hustota buničiny 40 %, spotřeba kyselin 300 kg/t, loužení čas 36 hod. při výtěžnosti uranu asi 75 %. Výluhový koláč se roztaví na anody, což vede k elektrolýze za získání kalu obsahujícího katodovou měď a zlato, který se zpracovává odděleně. Většina uranu zůstává ve flotační hlušině, odkud je uran selektivně vyluhován pomocí roztoku H2SO4 — NaClO3, načež je uran extrahován terciárním aminem. Výluhový koláč se také posílá na tavení mědi (Edwards C, Oliver A. Uranium processing: A review of current methods and technology. // JOM. 2000. V. 52. Sept. pp. 12-20).
Hlušiny a skládky v oblasti Witwatersrand (Jižní Afrika) obsahují kromě zlata značné množství železa a uranu. V důsledku kyselých důlních vod a chemického zvětrávání dochází k oxidaci uranu, zlata a železa a jejich uvolňování do podzemních vod a říčních systémů. Současně se v kyselém roztoku obsahujícím síran a chlorid železnatý současně rozpouští zlato a uran (Tutá //., Cukrowska E., McCarthy T., Hart R. Radioactive disequilibrium and geochemical modeling as evidence of uranium leaching from gold tailings lumps in the Witwatersrand Basin. // Int. J. Environ. Anal. Chem. 2009. V. 89. pp. 687-703).
Jihoafrický producent zlata a uranu Gold Fields Mining vyvíjí technologii pro recyklaci starých skládek odpadu, jakož i hlušiny ze současných operací se zlatém, pro dodatečné získávání uranu a zlata a získávání kyselin (projekt Drifontein). Technologické schéma zahrnuje „měkké“ kyselé loužení (~ pH 3) a proces RIP pro extrakci rozpustného uranu. Následná sulfidická flotace (hlavně pyrit) při pH 4,5 produkuje hrubý koncentrát a hlušinu, která bude zpracována za účelem získání uranu a zlata. Nízkohodnotný pyritický koncentrát je navržen ke zpracování pomocí autoklávové oxidace za vzniku síranu železnatého a kyseliny sírové a také odhalením zlata a uranu obsažených v pyritu. Za kyselých podmínek panujících v autoklávu se uran vyluhuje a zlato zůstává v koláči. Po použití depresoru bude suspenze neutralizována vápencem na ~pH 3 a ošetřena silnou základní pryskyřicí (RIP-proces). aby se získal uran. Následuje neutralizace na ~pH 10 a kyanidace v přítomnosti aktivního uhlí (CIP-proces) k získání zlata (Fleming C, Brown J., Botha M. An economic and environmental case for reprocessing gold tailings in South Africa. / SGS Minerals. 2010. Tech. Pap. 2010-03. - 12 pp.).
V závodě Cluff Lake (Kanada) byly výluhové koláče získané zpracováním rudy s velmi vysokým obsahem uranu (až 7 %) smíchány s rudou s nižším obsahem uranu a uloženy. Protože koncentrace zlata v koláčích byla vysoká, bylo možné jej získat pomocí CIP-procesu (Melis L, Rowson J. Operation of a gold extraction circuit for recovery of gold from uranium tailings at Cluff Lake, Saskatchewan. / CIM Bull. 1989. V. 82. pp. 40-46).
V typických technologických schématech se uran po rozpuštění kyseliny sírové obvykle získává pomocí základních pryskyřic Dowex 21K, pryskyřic Dowex 21K XLT a/nebo kapalného extraktantu Alamin 336 (Venter R., Boylett M. The evaluation of various oxidants used in acid leaching of uranium. / Proc. Int. Conf.: Hydrometallurgy 2009. SAIMM 2009. pp. 445-456: Fleming C. A process for the simultaneous recovery of gold and uranium. // Proc. Int. Conf.: Gold 100. V. 2. Ed. C. Fivaz. R. King P. Johannesburg. RSA. 1986. Sept. 15-17./ SAIMM. 1986. pp. 301-319).
- 2 CZ 2022 - 347 A3
Podobný proces založený na kolektivní kapalné extrakci s terciárním aminem používaný v Jižní Africe (McDougall G., Fleming C. Ion exchange and sorption processes in hydrometallurgy. Ed. M. Streat, D. Naděn. / Soc. Chem. Ind. 1987. pp. 56-126).
Protože ve vodách oblasti Eastern Goldfields (Jižní Afrika) dosahuje obsah chloridových iontů 100 g/dm3, bylo navrženo použít jako hlavní operaci proces Eluex (Lunt D., BoshoffP., Boylett M, ElAnsar Z. Uranium extraction: the key process drivers. I SAIMM. 2007. V. 107. pp. 419-426; MackenzieM. Cognis amines in mining chemical applications. // General Publication. 2005. Dec.), podle kterého se v první fázi provádí selektivní extrakce uranu ve formě UC>22+ pomocí komerčně dostupné chelatační katexové pryskyřice Dowex A-l (Chelex 100). Po desorpci uranu zředěnou kyselinou sírovou jej lze také selektivně získat z eluátu kapalinovou extrakcí. Tato metoda měla být použita v uranovém projektu ložiska Key Lake v Kanadě (Clarke P. Key Lake Process development. // 19th Ann. Conf.: Metallurgists of CIM. Halifax, Nova Scotia, Canada. 1980.).
Další možností byl návrh použít Di-2 ethil-gexil-kyselina fosforečná, D2EHPA (Dapex-proces) nebo synergickou (trioktylamin, TOA + D2EHPA) směs (Soldehoff K. Solvent extraction and ion exchange technologies for uranium recovery from saline solutions. // ALTA Uranium Conf. / Perth. Aus. 2006. May).
V oboru je znám způsob zpracování zlatonosných rud, který zahrnuje kyanidaci za účelem získání zlatonosných roztoků a extrakci zlata z nich, například sorpcí uhlíku s následným získáním zlata elektrolýzou nebo redukcí (Marsden J, House I. The chemistry of gold extraction. / SME. 2006. 682 pp.).
Tato metoda poskytuje vysoký stupeň výtěžnosti zlata do roztoku, ale současně se jako hlavní činidla používají vysoce toxické kyanidové sloučeniny. Další nevýhodou procesu je jeho délka, která se pohybuje od 24 do 36 (48) hodin.
V případě sekvenčního loužení zlata a uranu z rudy (s roztoky kyanidu a kyseliny sírové) je lze získat ve formě aniontových komplexů z louhovacích roztoků pomocí anexové pryskyřice. Nevýhoda tohoto procesu: po kyanidovém loužení zlata na vyluhování uranu je nutné přejít z alkalického prostředí do kyselého, roztok neutralizovat a přidat kyselinu. Když byly zbytky CIP okyseleny kyselinou sírovou, roztok musel být smíchán se vzduchem, aby se odstranil vytvořený kyanovodík. Kromě toho byly odpadní plyny promyty roztokem hydroxidu sodného, aby se získal kyanid, který byl vrácen do kyanidační smyčky.
CHEMIE ROZPOUŠTĚNÍ URANIA A ZLATA
Standardní loužení uranu z rud se provádí oxidací nerozpustné formy U(IV) na rozpustnou formu U(VI) v kyselém prostředí (H2SO4) za použití pyrolusitu (Mn02) a Fe(III) jako oxidantů. Kromě toho použití pyrolusitu pomáhá udržovat konstantní konverzi Fe(II) na Fe(III). Regenerace iontů železa (II) na ionty železa (III) může být dosažena vháněním kyslíku. Základní reakce v kyselém roztoku:
NlnOi + 4H- +2e- -> Miř + 2H2O (1)
U3O8 + MilOj + 4H2SO4 -> 3UO2SO4 + MnSO4 + 4H2O (2)
UjOs + MilOj + 8H+ -> 3UO22~ + MiŮ + 4H2O (3)
-3 CZ 2022 - 347 A3
2Fe2- + MnO, + 4H“ 2Fe-'+ + Mn2t + 2H2O (4)
UO2 + 2Fe3’ -> UCM- + 2Fe2“ (5)
UOj + 2 FL UO; i+ + H2O (6)
UO2 2- + 3SOA -> UO2(SO4)3 4· (7)
4Fe2-+4H“+O2 -> 4Fe3+ + 2H2O (8)
Dalším oxidačním činidlem používaným v Austrálii (Olympic Dam) pro kyselé loužení uranu je chlorečnan sodný, který má za následek tvorbu chloridového iontu v roztoku (Uranium extraction technology. / IAEA. Vienna. 1993. - 358 pp.):
3H2SO4 + NaClO, + 3UO2 3UO2SO4 + NaCl + 3H2O (9)
Dalšími možnými oxidačními činidly jsou peroxid Η2Ο2, Fe2O3, kyslík (pod tlakem) a plynná směs SO2/O2 ( FordM. Uranium in South Africa. / SAIMM J. 1993. V. 93. N. 2. pp. 37-58; Venter R., Boy letíM. The evaluation of various oxidants used in acid leaching of uranium. / Proc. Int. Conf.: Hydrometallurgy 2009. / SAIMM. Johannesburg. 2009. Febr. 24—26. pp. 445 455; Ho E., Quan C. Iron (II) oxidation by SCL/air for use in uranium leaching. / Hydrometallurgy. 2007. V. 85. pp. 183-192; Bhargava S., Ram R., Powncehy M, Grocott S., Ring B., Tardio J., Jones L A review of acid leaching of uraninite./Hydrometallurgy. 2015. V. 151.pp. 10-24).
Pro následnou extrakci uranu se používají procesy iontově výměnné adsorpce a extrakce kapalinakapalina (James H. Recent trends in research and development work on the processing of uranium ore in South Africa. / Uranium ore processing (Proc. Advisory Group Mtg, Washington, DC, 1975). IAEA. Vienna. 1976. pp. 23-37).
K extrakci uranu ve formě kationtu (UO2 2+ ) v průmyslovém měřítku se používají slabě kyselé katexy na bázi karboxylu, zejména Dowex 21K nebo Amberchrom 50WX8. Kapacita těchto pryskyřic pro uran však klesá na nulu, pokud obsah síranových iontů v roztoku dosáhne 60 g/dm3, obdobný efekt při pH 1 mají ionty Mn2+ (Zontov N. Continuous counter-current ion exchange in uranium ore processing. / ALTA-2006. Uranium Conf. Perth. Aus. 2006. May 18-19. - 31 pp.). Zároveň je anexová pryskyřice Ambersep 920U zaměřená na extrakci aniontových forem uranu, nabitých do formy SO42 nebo Cl’, při pH 2 a normální teplotě, necitlivá na přítomnost chloridových iontů v roztoku, do obsahu 25 g/dm3 (Cheira M, El-Didamony A., MahmoudK, Atia B. Equilibrium and kinetic characteristics of uranium recovery by the strong base Ambersep 920U Cl resin. // J. Appl. Chem. 2014. V. 7. N 5. pp. 32-40). Slabě kyselé katexy obsahují funkční skupiny na bázi karboxylové kyseliny, adsorpce uo2 2+ se provádí v důsledku interakce iontů karboxylové kyseliny s uranylovým iontem:
2[RCOO] H1 f-> [RCOO]2UO2 * 2H (10)
-4 CZ 2022 - 347 A3
Stupeň nasycení těchto pryskyřic uranem závisí na hodnotě pH, která je 20 mg U/g při pH 1,5 a dosahuje 100 mg U/g při pH 3 (Zontov N. Continuous counter-current ion exchange in uranium ore processing. /AUTA-2006 Uranium Conf. Perth. Aus. 2006. May 18-19. - 31 pp.).
Mořská voda má slanost asi 0,6 M [Cl]. Při této koncentraci je [UChíSChŘITO]2 nej pravděpodobnějším typem U(VI) vytvořeným na povrchu slabě bazické anexové pryskyřice. Chloridové ionty neovlivňují anexovou adsorpci uranu až do svého obsahu v roztoku 100 g/dm3.
V oboru je také znám způsob zpracování žáruvzdorných zlatonosných rud a koncentrátů, ve kterém je zlato spojeno s oxidovanými manganovými minerály (Meretukov M., Karabcich S., Meierovich A. Method of treating intractable gold- and silver-containing materials, ores and concentrates. //Pat. WO 1996034121 Al; AU 2421895 A). Technickým výsledkem vynálezu je zlepšení procesu, odstranění použití toxických kyanidových činidel a zvýšení výtěžnosti zlata z rud a koncentrátů obsahujících manganové minerály spojené se zlatém. Kromě toho se během provádění nárokovaného způsobu kovy skupiny platiny získávají společně se zlatém. V případě rozpouštění zlata v přítomnosti oxidu manganu v kyselém roztoku, kdy aktivním oxidantem je molekulární plynný chlor a komplexační činidlo (chloridový iont), přechází zlato ve formě komplexních sloučenin do roztoku. Vzhledem k tomu, že proces rozpouštění oxidu manganu trvá dlouho, dochází také k postupnému uvolňování a úplné asimilaci vzniklého oxidantu (molekulárního plynného chloru) roztokem v aktivní formě, čímž je zajištěn přechod zlata do kapalné fáze.
Jinými slovy, rychlost rozpouštění oxidu manganu v roztoku minerální kyseliny koreluje s rychlostí asimilace plynného chloru roztokem podle následujících reakcí:
MnOi + 3H2SO4 + 2NaCl -> MnSO4 + 2NíiHSO4 + 2H2O + Cl2t (Π)
Au + 1,5C 12 + Cl- -> AuCLf (12)
Proces rozpouštění zlata tedy probíhá bez emisí plynů do atmosféry a je bezpečný z hlediska životního prostředí (Meretukov M., Karabcich S., Meierovich A. Method oftreating intractable goldand silver-containing materials, ores and concentrates. // Pat. WO 1996034121 Al; AU 2421895 A). Dalším oxidačním činidlem pro zlato je železo (III), které se účastní reakcí (Seisko S. et al. Kinetics and mechanisms of gold dissolution by ferric chloride leaching. //Miner. Eng. 2018. V. 115. pp. 131-141):
Au + 2CI - + Fe3+ -+ AuCly + Fe2+ (13)
AuCly + 2C1- + 2Fe3- -+ AuCly + 2Fe2+ (14)
Dalším ošetřením roztoku nebo suspenze komplexními sloučeninami zlata může být jejich izolace pomocí iontoměničových pryskyřic nebo aktivního uhlí.
Schopnost aktivního uhlí adsorbovat zlaté komplexy odpovídá následující řadě:
[AuCU]-> [Au (CN)J>[Au (SCN)2]->[Au ÍSC(NH1)2}2]+» [Au(S2O3)2]3Standardní potenciál pro poloviční reakci: AuCU + 3r-> Au0 + 4Ck je 0,76 V, zlato se tedy snadno redukuje vysokoteplotním uhlíkem (E° = -0,14 V). Po adsorpci aniontu AuCly na povrch aktivního uhlí dochází k redukci, při které dochází k přenosu elektronů z vnitřních částí uhlíkových granulí
-5 CZ 2022 - 347 A3 najejich povrch, kde se uvolňuje kovové zlato (Sun T, Yen W. Kinetics of gold chloride adsorption onto activated carbon. // Miner. Eng. 1993. V. 6. pp. 17—29):
AuC14- + 2HiO + C -> Auf + CO2T + 4HC1 (15)
Maximální nasycení povrchu uhlíkových granulí zlatém dosahuje 60 % hmotnosti.
Teplota sorpce by neměla být vyšší než 20 °C z důvodu možnosti zpětného přenosu zlata do roztoku. Při adsorpci zlata z chloridových médií pryskyřicí Lewatit MP 64 při koncentraci HC1 1,0 M, Au(III) 20 mg/dm3 a teplotě 20 °C je pryskyřice zatížena po 60 min. Eluce kovu pomocí kyselých (0,01 M HC1) roztoků thiomočoviny při 20 °C a následná depozice zlata se provádí při stejné teplotě pomocí borohydridu sodného NaBEL (Alguacil F, Adeva P., Alonso M. Processing of residual gold (III) solutions via ion exchange. // Gold Bull. 2005. V. 38. N 1. pp. 9-13). Pri vysokém obsahu chloridů v síranovém roztoku nevytváří uran (VI) aniontové formy a uran (IV) tvoří silnější komplexy se síranovými ionty než chloridy (Gilligan R., Nikoloski A. Leaching of brannerite in the ferric chloride system. //Hydrometallurgy. 2018. V. 180. pp. 104-112).
V kyselém chloridovém prostředí při 0 < [Cl] < 3M převažují kationty [UO2(H2O)5]2+ a [UO2(H2O)4C1]+ (Hennig C., Tutschku J, Rossberg A. et al. Comparative EXAFS investigation of uranium (VI) and (IV) aquo chloro complexes in solution using a newly developed spectrochemical cell. // Inorg. Chem. 2005. V. 44. pp. 6655-6661; Outola P., Leinonen H., Ridell M, Lehto J. Acid/base and metal uptake properties of chelating and weak base resins. // Solvent Extr. Ion Exch. 2001. V. 19. pp. 743-756). Při vysokém obsahu chloridových iontů v roztoku kyseliny sírové odpovídá interakce uranu s chelatační slabě bazickou pryskyřicí Dowex M4195 reakci (Ogden M, Moon E., Wilson A., Pepper S. Application Dowex M4195 to the recovery of uranium from mixed sulfate/chloride media. // Chem. Eng. 2017. V. 317. pp. 80-89):
[UO2(H2O)4C1]+ + 3C1- + H22?(HSO4h H2R(UO2C14) + 2HSO4- + 4H2O (16)
Pryskyřici Dowex M-4195 používá INKO v rafinerii Port Colbome v Kanadě a pro čištění elektrolytů v závodě Chambishy v Zambii (Diniz G, Ciminelli V., Doyle F. The use of chelating resin Dowex M-4195 in the adsorption of selected heavy metal ions from manganese solutions. // Hydrometallurgy. 2005. V. 78. pp. 147-155). This ion exchanger adsorbs well cations of heavy non-ferrous metals (Cu, Pb, Ni, Co) from strongly acidic solutions with a high content of manganese and chloride ions.
In chloride solutions containing up to 1.5 M NaCl in the temperature zone from 25 to 100 °C, uranium is present in the form of UO2 2+, UO2C1+ and UO2C12 (Migdisov A., Boukhalfa //., Timofeev A. et al. A spectroscopic study of uranyl speciation in chloride-bearing solutions at temperatures up to 250 °C. // Geochim. Cosmochim. Acta. 2018. V. 222. pp. 130-145), zatímco zlato je přítomno jako anion.
Selektivní pro uran jsou slabě kyselé katexy Amberlite IRC86, Amberlite 1RC76 a nově je nahrazují Dowex MAC-3, IMAC HP333 a IMAC HP336.
Při koncentraci chloridů od 0 do 2M převažuje další aktivní oxidant železo ve formě Fe3+, tvořící při vyšších koncentracích komplexy chloru: od 2 do 5M - FeCl2 + a nad 5M - FeCE (aq.). Převaha chlorových komplexů se projevuje při koncentracích Fe3+ pod 1 M a PH < 2. To naznačuje, že dokud je dostatek chloridových iontů, bude v chloridových komplexech železo (III). Výhodné pH pro loužení zlata chloridem železitým je 1 až 1,5.
-6 CZ 2022 - 347 A3
Podstata vynálezu
V nárokovaném způsobu se místo vysoce toxických kyanidových činidel používají roztoky minerálních kyselin s komplexotvomým iontem. Faktorem zlepšujícím technické a ekonomické ukazatele metody je, že při rozpuštění zlata v roztocích kyanidu nepřesáhne koncentrace Au v 1 mg/dm3, zatímco ve výsledných roztocích chloridů je koncentrace zlata 1 g/dm3 tedy tisíckrát vyšší. Z roztoků chloridů lze zlato vysrážet sorpcí na aktivním uhlí nebo aniontoměničové pryskyřici.
Celkové množství oxidů manganu potřebné pro efektivní těžbu zlata a uranu (3-4 hm. %) není velké a získávání bohatých roztoků, snižování jejich objemů a selektivní získávání zlata z nich dává nárokovanému způsobu významné výhody oproti všem ostatním technickým řešením charakterizujícím stav techniky.
Ve srovnání s kyanidovými roztoky zlata jsou roztoky obsahující zlato a uran. vytvořené podle nárokovaného způsobu, více kontaminovány nečistotami, nicméně k ukládání zlata z bohatších kyselých roztoků dochází selektivně. Tím se sníží objem zpracovávaných roztoků faktorem 3-4. Získané roztoky chloridů obsahujících zlato umožňují použití sorpčních procesů (CÍP nebo RIP) nebo standardních redukčních činidel, například FeCl2 nebo FeSO4.
Při průmyslové implementaci nárokovaného způsobu zpracování zlatých a uran obsahujících rud. koncentrátů a skládek je nejúčinnější použít kyselinu chlorovodíkovou, sírovou nebo dusičnou jako minerální kyseliny a oxidy manganu (IV) jako oxidační činidlo.
Při použití roztoku kyseliny sírové k rozpuštění zlata a kovů skupiny platiny (KSP) se jako komplexotvorné činidlo používá chloridový iont. Technologického výsledku lze dosáhnout i při použití jako minerálních kyselin bromovodíkových a jodovodíkových s komplexotvornými činidly bromidovým a jodidovým iontem, resp. Z hlediska těžby zlata a uranu z rud, koncentrátů a odvalů bez použití kyanidových sloučenin, tak i pro zlepšení technických a ekonomických ukazatelů (snížení počtu technologických operací, objemů zpracovávaných roztoků a získání roztoků se zvýšenou obsah drahých kovů), použití všech výše uvedených minerálních kyselin dává srovnatelné výsledky.
Průměrný obsah uranu v rudách v provozovaných uranových závodech se pohybuje od 0.03 do 24 % (častěji méně než 1 %). Nižší obsah uranu vede k jeho výrobě jako vedlejšího produktu. Uranové rudy obvykle obsahují uraninit a brannerit, asi 10 % silikátů, až 3 % sulfidických minerálů (pyrit a arsenopyrit), přírodní zlato, elektrum a uhlíkaté látky. Pokud jsou pyrit a arzenopyrit obohaceny zlatém, ale chudé na rudy. pak uhlíkatá hmota v těchto rudách obsahuje oba kovy ve významných množstvích. Obsah zlata v běžných zlato-uranových rudách se pohybuje od 0.15 do 10 g/t a uranu (ve formě U3O8) od 0.001 do 0,17 %.
V případech, kdy musí být zlato i uran získány ze stejné rudy, je z ekonomických důvodů žádoucí, aby zlato bylo získáno jako první (Gaudin A. Recovery of uranium from gold ore leach restudies / US Pat. 2737438 (1956)). Při zpracování zlato-uranových rud standardním způsobem se nejprve použije kyanidace, převedení zlata do roztoku, po kterém se vytvoří prostředí kyseliny sírové, přidá se pyrolusit a vyluhuje se uran. Obsah zlata v těchto roztocích je 0,1-0,5 mg/dm3.
V souladu s nárokovaným způsobem zavedení nebo přítomnost oxidů manganu ve výchozím materiálu na úrovni 3-4 hm. % (ve smyslu pyrolusitu) umožňuje nejúčinnější extrakci uranu do roztoku a s přídavkem chloridového iontu - zlato a platinové kovy. Při poklesu obsahu oxidů manganu pod 3 hm. % se snižuje těžba drahých kovů a uranu do roztoku a zvýšení obsahu oxidů manganu nad 4 hm. % nevede ke zvýšení rozpouštění kovů. Uvedené množství komplexotvomého činidla (70-150 g/dm3) v roztoku minerální kyseliny postačuje k převedení zlata do roztoku s vysokým stupněm výtěžnosti. Snížení množství komplexotvomého činidla snižuje rychlost rozpouštění oxidů manganu a tím snižuje výtěžnost zlata do roztoku. Zvýšení obsahu
- 7 CZ 2022 - 347 A3 komplexotvomého činidla nad 150 g/dm3 vede k jeho nadměrné spotřebě bez zvýšení stupně výtěžnosti zlata.
Kontrolní experimenty byly zpočátku prováděny na loužení uraninitu za standardních podmínek. Zrnitost uranititu -0,2 mm, obsah (%): 65,8 U, 0,67 Fe, 5,05 Pb, 1,62 Zn, 1,14 S, 1,21 P. Podmínky pro rozpouštění uraninitu: H2SO4 = 75 g/dm3, E = 470 mV, pH = 1,5, UO2 = 95 mg/dm3, poměr pevné a kapalné fáze 1:1, poměr Fe(III)/U(IV) = 4:1, teplota 60 °C.
Změna poměru mezi množstvím pevných látek obsažených v buničině a množstvím kapaliny nad 1:1 vede ke zvýšení viskozity buničiny, což snižuje difúzní koeficient iontů a rozpustnost molekulárního chloru, změna tohoto poměru pod 1:3 vede k zavlažování procesu, neproduktivnímu navyšování množství hlavních a pomocných zařízení bez zlepšení technických a ekonomických ukazatelů.
Provádění hydrometalurgického zpracování při teplotách pod 60 °C vede k poklesu těžby zlata a uranu a při teplotách nad 90 °C dochází k nadměrným tepelným ztrátám bez zlepšení technických a ekonomických ukazatelů.
Provedení hydrometalurgického zpracování za méně než 30 min. vede ke snížení stupně těžby zlata a uranu a k dodatečné těžbě těchto kovů nedochází po dobu delší než 90 min.
Iontoměničové pryskyřice jako Ambersep-920, Purolite A-500U, Amberlite IRA910, Purolite S920 a Purolite S924 se v současné době používají k získávání uranu z procesních roztoků v průmyslovém měřítku.
Pro společnou extrakci zlata a uranu z roztoků kyseliny sírové je možné použít smíšenou adsorpci v přítomnosti dvou anexových pryskyřic s různými funkčními skupinami nebo v přítomnosti pryskyřic, z nichž jedna je aniontová, a druhý je katex (nebo chelatační pryskyřice) nebo v přítomnosti aktivního uhlí (pro zlato) a katexu (pro uran). Směsný systém může být reprezentován pryskyřicí Dowex 50W (sulfonátová sůl, H+ - forma) + Dowex 1 (trimethylamoniová sůl, Cl- forma) jako směs sorbentů stejné hmotnosti. Jiné formy náplně pryskyřice Dowex 1 mohou být OH- a SO42- . Kapacita iontové výměny Dowex 50W je l,7 meq/cm3 a Dowex l je l,33 meq/cm3. Adsorbované sloučeniny uranu lze desorbovat pomocí zředěných roztoků HCl, H2SO4, NaCl nebo N2SO4 (Chanda M, Rempel G. Removal of uranium from acidic sulfate solution by ion exchange on poly(4-vinylpyridine) and polybenzimidazole in protonated sulfate form. // Reactive Polymers. 1992. V. 17. pp. 159—174).
Další možností je použití syntetických pryskyřic, které obsahují katexové a aniontoměničové funkční skupiny, například A300MB, Amberlite MB9L, Amberlite MB20, Amberlite MB 150, Amberlite MB6113, Amberlite UP604, Purolite MB 478 LT a Purolite MB600.
K částečné společné adsorpci zlata a uranu z vyčeřeného roztoku dochází pomocí pryskyřice Purolite MB600 s různými funkčními skupinami kyseliny sulfonové a kvartérního amonia. Zrnitost tohoto iontoměniče je 0,60-0,85 mm, objemová hmotnost 715-750 g/dm3, obvyklá iontová forma H+/OH- , poměr kation/anion 40/60 %. celková kapacita (ekv/dm3) pro Na+ - 1.90 a pro Cl- - 1,40 ekv/dm3.
Experimenty s iontovou výměnou byly prováděny na skleněné koloně o výšce 100 cm a průměru 4 cm s pevnou vrstvou sorbentů o tloušťce 30 cm při teplotě 25 °C a specifickém průtoku roztoku 4 dm3/h.
Technickým výsledkem vynálezu je vytvoření ekologicky bezpečného bezkyanidového procesu pro kombinovanou extrakci zlata a uranu z rud. rudných koncentrátů a skládek nahrazením tradičního kyanidového procesu loužení zlata minerálními kyselinami, zejména chlorovodíkovou, sírovou popř. kyseliny dusičné, jakož i zlepšení ekonomických charakteristik procesu snížením
- 8 CZ 2022 - 347 A3 technologických operací v důsledku vyloučení stupňů spojených s nutností přechodu z kyselých roztoků na alkalické nebo naopak.
Příklady uskutečnění vynálezu
Nárokovaný způsob je ilustrován příklady.
PŘÍKLAD 1
Ruda o hmotnosti 5 kg složení (hm. %): Fecei - 2,24; Scei - 2,0; SÍO2 - 79,6; AI2O3 - 6,23; CaO 0,45; MgO - 0,16; (g/t): Au - 11.3; U3O8 - 326 byl rozdrcen na velikost 70 % -0,1 mm. Pro extrakci uranu z rudy byly použity následující parametry: poměr pevné a kapalné fáze je 1:2; H2SO4 (0.5 M). MnO2 (4 hm. %), teplota 75 °C, čas 60 min. Výtěžnost uranu byla 78,2 %. Po prodloužení doby louhování na 120 minut byla výtěžnost uranu 93,3 %. Po filtraci a promytí vodou byl koláč prvního loužení upraven stejným roztokem s přídavkem NaCl (100 g/dm3) při zachování parametrů loužení. Výtěžnost zlata byla 74.8 %. Po zvýšení doby louhování na 120 min byla výtěžnost zlata 96,7 %.
Kontrolované parametry v experimentech vyluhování uranu byly: obsah kyseliny sírové (9,9 kg/t, 12,8 kg/t, 16,3 kg/t), teplota (40 °C, 50 °C, 60 °C) a přídavek chemicky čisté MnO2 (2 kg/t, 3 kg/t, 4 kg/t). Experimenty s vyluhováním byly prováděny ve vsádkovém reaktoru s vodním pláštěm 10 dm3 za mechanického míchání. K vyluhování byl použit 0,5M roztok H2SO4. Jako pevné oxidační činidlo byl použit rudný koncentrát obsahující 29.3 % MnO2 a 36,5 % Fe2O3. Intenzita míchání byla udržována konstantní na 60 otáčkách za minutu. Rozpouštění uranu bylo prováděno při spotřebě H2SO4 16,3 kg/t, MnO2 4 kg/t a teplotě 60 °C.
PŘÍKLAD 2 kg rudy, stejné jako v příkladu 1, bylo zpracováno roztokem H2SO4 + MnO2 + 100 g/dm3 NaCl se stejnými parametry loužení. Těžba uranu do roztoku byla 68,9 %, zlata - 73,2 %.
PŘÍKLAD 3
Podmínky jsou podobné jako v příkladu 2, ale hydrometalurgické zpracování bylo provedeno bez filtrace zavedením aktivního uhlí Calgon GRC22 (1,2 hm. %, velikost 0,5-1,2 mm) do buničiny. Uhlík se oddělil od buničiny proséváním, promyl a poté se zlato redukované na povrchu uhlíku do kovového stavu odstranilo roztokem kyseliny sírové obsahujícím thiomočovinu. Vylučování zlata z roztoku thiomočoviny bylo provedeno alkálií, výsledná sraženina obsahovala 46 % zlata.
PŘÍKLAD 4
Experimentální podmínky byly podobné jako v příkladu 2, ale hydrometalurgické zpracování bylo provedeno bez filtrace zavedením makroporézní katexové pryskyřice Lewatit TP 214 (1,2 hm. %, velikost 1,0-1,3 mm) do buničiny. Proces RIP byl prováděn při pH 1,5 a 25 °C; těžba uranu z rudy byla 70,2 %. Pryskyřice o koncentraci asi 100 mg U/g byla oddělena od buničiny proséváním, poté byla promyta vodou a uran byl desorbován roztokem HC1.
PŘÍKLAD 5
Podmínky jsou podobné jako v příkladu 4, ale hydrometalurgické zpracování bylo provedeno při společné zavedení Dowex 1 anexové pryskyřice a katexové pryskyřice Dowex 50W do buničiny. Těžba z rudy byla: uran - 73,2 %, zlato - 77,0 %.
- 9 CZ 2022 - 347 A3
PŘÍKLAD 6
Podmínky jsou podobné jako v příkladu 5, ale hydrometalurgické zpracování bylo provedeno při společné zavedení aktivního uhlí Calgon GRC22 a katexové pryskyřice Dowex 50W do buničiny. Těžba z rudy byla: uran - 69,2 %, zlato - 74,3 %.
PŘÍKLAD 7
Podmínky jsou podobné jako v příkladu 2, ale hydrometalurgické zpracování bylo doprovázeno filtrací, po které byly zlato a uran společně adsorbovány z vyčeřeného roztoku pomocí smíšeného lože adsorbentů: aniontoměničové pryskyřice Dowex 1 a kationtoměničové pryskyřice Dowex 50W, následované sekvenčním desorpce zlata a uranu. Výtěžek za použití kolony s pevným ložem do pryskyřičné fáze byl 94,8 % pro zlato a 96.1 % pro uran. Poté byla standardními metodami provedena sekvenční desorpce zlata a uranu.
PŘÍKLAD 8
Podmínky jsou podobné jako v příkladu 7, ale kombinovaná adsorpce zlata a uranu z vyčeřeného roztoku byla provedena za použití pryskyřice Purolite MB600 s různými funkčními skupinami (kyselina sulfonová a kvartérní amonium). Výtěžnost zlata a uranu z roztoku do pryskyřičné fáze byla 90,4 a 92,4 %.

Claims (18)

  1. PATENTOVÉ NÁROKY
    1. Způsob zpracování uranově-zlatých a zlato-uranových rud, koncentrátů a výsypek, včetně hydrometalurgické úpravy drceného materiálu roztokem minerální kyseliny za přítomnosti oxidačního činidla pro přeměnu uranu na roztok a následné přidání komplexotvomého činidla, u zlata s převodem zlata do roztoku a následnou extrakcí zlata a uranu z roztoku adsorpcí na aktivní uhlí nebo iontoměničovou pryskyřici.
  2. 2. Způsob podle nároku 1, vyznačující se tím, že hydrometalurgické zpracování se provádí roztokem kyseliny sírové o pH 1,0 až 3,5, obsahujícím 3 až 6 % hmot. pyrolusitu (MnO2) a 70-150 g/dm3 chloridového iontu jako komplexotvomé činidlo pro zlato.
  3. 3. Způsob podle nároku 2, vyznačující se tím, že hydrometalurgické zpracování se provádí roztokem kyseliny chlorovodíkové obsahujícím chloridový iont.
  4. 4. Způsob podle nároku 2, vyznačující se tím, že hydrometalurgické zpracování se provádí roztokem kyseliny dusičné obsahujícím chloridové ionty.
  5. 5. Způsob podle nároku 2, vyznačující se tím, že hydrometalurgické zpracování se provádí s roztokem kyseliny bromovodíkové obsahujícím bromidové iony jako komplexotvomé činidlo.
  6. 6. Způsob podle nároku 2, vyznačující se tím, že hydrometalurgické zpracování se provádí kyselinou jodovodíkovou obsahující jodidový ion jako komplexotvomé činidlo.
  7. 7. Metoda podle nároky 1-6, vyznačující se tím, že hydrometalurgické zpracování se provádí při poměru pevné látky ke kapalině 1: (1-10), teplotě 60-90 °C a době 30-90 min.
  8. 8. Způsob podle nároku 2, vyznačující se tím, že po zpracování výchozího materiálu obsahujícího oxidy manganu (IV) se zavádějí další přírodní nebo syntetické sloučeniny manganu pro udržení požadované koncentrace oxidů manganu ve smyslu pyrolusitu.
  9. 9. Způsob podle nároku 8, vyznačující se tím, že jako přírodní oxidované sloučeniny manganu se použijí psilomelan, manganit, brownit, hausmanit, koronadit, kryptomelan, todorokit. hollandit. bixbyite, bumessite, todorokit.
  10. 10. Metodu určenou ke zpracování zlatouranových a uranovo-zlatých rud a koncentrátů lze použít i pro zpracování uměle vytvořené směsi uranové rudy (koncentrátu) se zlatonosnou rudou (koncentrát).
  11. 11. Metodu lze použít pro zpracování skládek odpadů obsahujících uran, zlato a kovy skupiny platiny.
  12. 12. Selektivní rozpouštění uranu ze zlatouranové nebo uranovo-zlaté rudy, koncentrátu nebo skládky v systému UO2-MnO2-H2SO4 je kombinováno s jeho extrakcí iontovou výměnou nebo sorpcí uhlíku (procesy RIP nebo CIP).
  13. 13. Následné rozpouštění zlata z rudy nebo rudní směsi po zavedení chloridového iontu do roztoku (buničiny) v systému Au-MnO2-H2SO4-NaCl je spojeno s jeho extrakcí z roztoku iontovou výměnou nebo sorpcí uhlíku (procesy RIP nebo CIP).
  14. 14. Společné rozpouštění uranu a zlata po zavedení chloridového iontu do roztoku (buničiny) v systému U-Au-MnO2-H2SO4-NaCl se kombinuje s postupnou extrakcí těchto kovů iontovou výměnou nebo sorpcí uhlíku (RIP popř. procesy CIP).
    - 11 CZ 2022 - 347 A3
  15. 15. Způsob podle nároku 14, vyznačující se tím, že společné rozpouštění uranu a zlata se provádí, když se jako vodná fáze použije přírodní solný roztok nebo mořská voda.
  16. 16. Způsob podle nároku 14, vyznačující se tím, že kombinovaná extrakce uranu a zlata je kombinována s hromadnou extrakcí těchto kovů iontoměničovou sorpcí (RIP proces ve smíšené 5 vrstvě aniontových a katexových sorbentů) a poté se provede selektivní desorpce.
  17. 17. Způsob podle nároku 16, vyznačující se tím, že po kombinovaném rozpuštění uranu a zlata se buničina filtruje a poté se společně adsorbují z roztoku (RIS proces ve směsném loži sorbentů).
  18. 18. Způsob podle nároků 1 až 17 může být použit pro zpracování zlato-uranových a uran-zlatých rud, koncentrátů a skládkových komplexů konzervovaných z ekologických důvodů.
CZ2022-347A 2022-08-22 2022-08-22 Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek CZ2022347A3 (cs)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CZ2022-347A CZ2022347A3 (cs) 2022-08-22 2022-08-22 Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CZ2022-347A CZ2022347A3 (cs) 2022-08-22 2022-08-22 Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CZ2022347A3 true CZ2022347A3 (cs) 2024-03-06

Family

ID=90056482

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CZ2022-347A CZ2022347A3 (cs) 2022-08-22 2022-08-22 Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek

Country Status (1)

Country Link
CZ (1) CZ2022347A3 (cs)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CA2693271C (en) Precious metal recovery using thiocyanate lixiviant
AU779496B2 (en) Resin-in-pulp method for recovery of nickel and cobalt from oxidic ore leach slurry
CN105861852B (zh) 一种无氰化提金的方法
CN105452497B (zh) 从复杂基材综合回收金属
US5308381A (en) Ammonia extraction of gold and silver from ores and other materials
Heinen et al. Processing gold ores using heap leach-carbon adsorption methods
ZHANG et al. Optimization of brine leaching of metals from hydrometallurgical residue
Virolainen Hydrometallurgical recovery of valuable metals from secondary raw materials
Jha Refractoriness of Certain Gold OrestoCyanidation: Probable Causes and Possible Solutions
Udupa et al. Developments in gold leaching: A literature survey
CN102296180B (zh) 一种分离硫化铋精矿中钼的方法
CN103237909B (zh) 从复合硫化矿沉积物、尾矿、碎矿石或者矿泥中选择性沥滤回收锌
Neag et al. Hydrometallurgical recovery of gold from mining wastes
WO2015102865A1 (en) Process for dissolving or extracting at least one precious metal from a source material containing the same
CZ2022347A3 (cs) Hydrometalurgická bezkyanidová metoda pro společnou těžbu uranu a zlata z rud, koncentrátů a skládek
EP0061468B1 (en) Recovery of silver from ores and concentrates
Eugene et al. Gold extraction and recovery processes
Onyedika et al. Chemistry, processes and problems of complex ores utilization: hydrometallurgical options
WO2015102867A1 (en) Process for dissolving or extracting at least one precious metal from a source material containing the same
RU2516025C2 (ru) Способ извлечения урана из маточных растворов
CA3075464C (en) Method for recovering cu and method of preparing electrolytic copper
Parga et al. Removal of aqueous lead and copper ions by using natural hydroxyapatite powder and sulphide precipitation in cyanidation process
AU545429B2 (en) Recovery of silver and gold from ores and concentrates
Ilyas Cyanidation of gold-bearing ores
Spitz et al. Converting Minerals to Metals: From Ore to Finished Product