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Rydrometallurgische Gewinnung von Edelmetallen
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unter Einsatz von Thioharnstoff
Hydrometallurgische
Gewinnung von Edelmetallen unter Einsatz von Thioharnstoff Die Erfindung betrifft
ein Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen aus Erzen, das anstelle der hochgiftigen
Cyanide Thioharnstoff verwendet und zugleich die Verarbeitung cyanidresistenter
Erze ermöglicht.
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In der heute allgemein üblichen Verfahrenstechnik der Edelmetallgewinnung
finden im allgemeinen alkalische Cyanidlaugen Anwendung, bei denen Luftsauerstoff
als Oxidationsmittel wirkt. Diese Verwendung verdünnter Alkalicyanidlösungen setzt
große Volumina sowie lange Reaktionszeiten voraus, was sich ungünstig auf die Chemikalien-,Energie-
und Investitionskosten und damit auf die Herstellkosten des Edelmetalls auswirkt.
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Die Verwendung von Thioharnstoff als Komplexbildner bei der Gewinnung
von Edelmetallen ist bereits aus der DRP 543 304 bekannt geworden. Solche Verfahren,
die Thioharnstoff verwenden, besitzen bisher den Nachteil eines sehr hohen Chemikalienverbrauchs,
da weitere spezielle Chemikalien erforderlich sind.
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So wird in der RO-PS 60 351 die Laugung des Erzes in saurer Thioharnstofflösung
in Gegenwart von Kaliumchlorat empfohlen, während die DE-PS 27 46 661 zur Edelmetallextraktion
von Rückständen aus der Zinklaugung den Zusatz eines organischen Lösungsmittels
für Schwefel, wie z.B. chlorierte Kohlenwasserstoffe, empfiehlt, wobei das Gemisch
auf Siedetemperatur erhitzt werden muß. Die DD-PS 151 634 beschreibt die. Goldgewinnung
aus Porzellanbruch oder anderen vergoldeten Stoffen durch Einwirkung von Thioharnstoff
und Eisen-III-Sulfat in schwefelsaurer Lösung und Einleiten von Luft. Der Nachteil
aller dieser Verfahren liegt in dem hohen Verbrauch an Thioharnstoff aufgrund der
starken Oxidationswirkung des Eisen-III-Salzes zusammen mit dem Luftsauerstoff.
Auch T. Groenewald berichtet in Hydrometallurgy 1 (1976), 277-290 über die hohen
Thioharnstoffverluste beim Laugungsprozess in Gegenwart von Eisen-III-Salzen infolge
von Oxidation. J. B. Hiskey bestätigt in (1) das schnelle Lösungsvermögen des Thioharnstoffs
gegenüber Gold, R. A. Pyper und J. L. Hendrix weisen an der gleichen Stelle (S.
93 ff) auf eine über ziege Extraktionsrate an Edelmetallen hin, wobei jedoch ein
hoher Verbrauch an Thioharnstoff in Kauf genommen werden muß.
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Allen diesen vorbeschriebenen Verfahren der Verwendung von Thioharnstoff
im Prozeß der Edelmetall-Laugung ist der hohe Thioharnstoffverbrauch gemeinsam,
so daß der Einsatz dieser Chemikalie trotz seiner unbestreitbaren Vorteile, auf
wenige Spezialfälle beschränkt war und im allgemeinen der Laugung mit Cyaniden trotz
ihrer Toxizität, langen Reaktionszeiten und Störung durch organische Belgeitstoffe
und Begleitelemente wie Arsen, Antimon und Kupfer, insbesondere in Form ihrer Sulfide,
der Vorzug gegeben wurde.
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(1) Proceedings from the lloth AIME-Meeting, Chicago, 22-26, 1981,
S. 83
Es bestand daher die Aufgabe ein Verfahren zu entwickeln,
das die vorgenannten Nachteile nicht aufweist, sondern es ermöglicht, die Extraktion
ton Edelmetallen aus ihren Erzen in hoher Wirtschaftlichkelt durchzuführen.
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Hierbei hat es sich überraschenderweise gezeigt, daß mit Hilfe von
Thioharnstoff es bei Einhaltung bestimmter Reaktionsbedingungen gelingt, die Edelmetalle
in relativ kurzen Laugungszeiten in hoher Ausbeute aus ihren Erzen zu gewinnen.
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Gegenstand der Erfindung ist daher das Verfahren gemäß dem Hauptanspruch.
Die Unteransprüche betreffen besonders bevorzugte Ausführungsformen dieses Verfahrens.
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Die Verwendung von Thioharnstoff bietet sich deshalb besonders an,
da unter seiner Einwirkung Edelmetalle besonders schnell komplex in Lösung gebracht
werden. Er kann deshalb in relativ hohen Konzentrationen bei gleichzeitiger Anwesenheit
eines Oxidationsmittels angewandt werden, wobei bevorzugt billiges Eisen-III-Salz
eingesetzt wird.
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Da Eisen in vielen Erzen ein natürliches Begleitelement ist, erübrigt
sich ein besonderer Zusatz. Durch die hohen Konzentrationen an Thioharnstoff und
Oxidationsmittel erreicht man ohne zusätzlichen apparativen Aufwand eine beträchtliche
Verkürzung des Laugungsvorganges und damit eine erhebliche Verringerung der Investitionskosten.
Begleitstoffe in den Erzen oder edelmetallhaltigen Materialien wie kohlenstoffhaltige
organische Verbindungen oder Metallverbindungen von Erzen, Antimon und Kupfer, insbesondere
in Form ihrer Sulfide, stören denLaugungsvorgang unter Einsatz von Thioharnstoff
in wesentlich geringerem Maße als bei Verwendung von Cyaniden. Aus diesem Grund
lassen sich auch eine große Anzahl von "Problemerzen", die cyanidresistent sind,
bzw. einen unwirtschaftlich hohen Chemikalienverbrauch oder außergewöhnlich lange
Laugungszeiten benötigen, mit Hilfe von Thioharnstoff für die Edelmetallgewinnung
nutzen,
sofern die erfindungsgemäßen Bedingungen eingehalten werden.
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Dieses Verfahren der Erfindung beruht auf der überraschenden Erkenntnis,
daß die Laugung der edelmetallhaltigen Erze mit Thioharnstoff bei gleichzeitiger
Anwesenheit eines Oxidations-und eines Reduktionsmittels durchgeführt wird. Trotz
hoher Konzentration der Lösung an Thioharnstoff kann der Verbrauch an Thioharnstoff
bei gleichzeitiger Anwesenheit eines Oxidations- und Reduktionsmittels beim Laugungsvorgang
praktisch vernachlässigt werden. Chemikalienverbräuche treten daher im wesentlichen
nur an Oxidations- und Reduktionsmittel auf.
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Als Oxidationsmittel kommen neben den genannten Eisen-III-Salzen beispielsweise
auch Chlor, Peroxide, Nitrate und Chlorate in Frage. Als Reduktionsmittel eignet
sich insbesondere Schwefeldioxid, das beispielsweise auch in Form von Sulfiten,
Hydrogensulfiten, Pyrosulfiten u,a. eingesetzt werden kann.
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Technisch und wirtschaftlich besonders bevorzugt wird das System Eisen-III-Salz
/ Schwefeldioxid, da dreiwertiges Eisen in vielen Fällen ausreichend im Rohstoff
selbst vorhanden ist und Schwefeldioxid aus Röstprozessen oft als lästiges Nebenprodukt
anfällt, Darüber hinaus geht das Schwefeldioxid im Laufe des Laugungsprozesses in
Schwefelsäure über und dient der Aufrechterhaltung eines sauren pH-Wertes in der
Erzsuspension. Diese Kombination von Thioharnstoff, Eisen-III-Salz und Schwefeldioxid
ermöglicht es, bei erheblich kürzerer Laugungsdauer eine wesentlich höhere Ausbeute
an Edelmetallen zu gewinnen und darüber hinaus auch Rohstoffe der Edelmetallgewinnung
zugänglich zu machen, die mit Cyaniden nicht aufschließbar sind. Schließlich führt
die im Vergleich zur Cyanidlaugung bedeutend höhere Chemikalienkonzentration auch
zu wesentlich höheren Edelmetallkonzentrationen in den Laugen.
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Andererseits zwingen diese vorteilhaften hohen Konzentrationen
dazu,
den Thioharnstoff nach beendeter Laugung möglichst vollständig zurückzugewinnen,
um ihn erneut dem Laugungsprozeß zuzusetzen und die Edelmetalle quantitativ aus
den Thioharnstofflösungen zu gewonnen.
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Zunächst werden die adsorbierten Edelmetalle aus den Erzrückständen
mit konzentrierter Thioharnstofflösung und gegebenenfalls mit Säuren ausgewaschen.
Anschließend wird der an den Erzrückständen adsorbierte Thioharnstoff mit heißem
Wasser zurückgewonnen. Die Anwendung höherer Temperaturen führt zu besonders konzentrierten
Lösungen von Edelmetallen.
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Aus den erhaltenen Lösungen müssen nun der Thioharnstoff und die Edelmetalle
gewonnen werden. Hierfür geeignete Verfahren stellen die Adsorption mittels Aktivkohle
sowie der Einsatz von Ionenaustauschharzen dar. Der Einsatz der am besten geeigneten
Mittel hängt von der Konzentration der Lösungen ab und geht aus nachfolgender Tabelle
1 übersichtlich hervor.
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Es wurde gefunden, daß Edelmetalle aus allen Lösungen an Aktivkohle
adsorbiert werden, die keine zu hohen Thioharnstoffkonzentrationen aufweisen; andernfalls
müssen stark saure Kationenaustauscher oder Thiolharze verwendet werden.
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J.B. Hiskey berichtet in Proceedings from the llOth AIME-Meeting,
Chicago, 22-26, Febr. 1981, auf Seite 88, rechte Spalte, daß es noch kein kommerziell
interessantes Verfahren gestatte, Gold aus Thioharnstofflösungen zu erhalten.
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Nachstehend werden nun mit guter Wirtschaftlichkeit durchführbare
erfindungsgemäße Verfahrensvarianten unter Berücksichtigung des vorher gesagten
und in Verbindung mit Fiq. 1 der beigefügten Zeichnung näher beschrieben.
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Variante 1 Aus mäßig sauren Thioharnstofflösungen (pH-Wert 1,5 bis
7) werden zunächst die Edelmetalle mittels stark saurer Kationenaustauscher eliminiert
und anschließend an Aktivkohle der Thioharnstoff adsorbiert. Die Desorption erfolgt
getrennt; die Edelmetalle werden mit Säure, der Thioharnstoff wird mit Wasser eluiert.
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Tabelle 1 Aufarbeitung von Thioharnstoff-Edelmetall-Lösungen durch
Adsorption an Aktivkohle, Kationenaustauschern und Thiol-Harzen und nachfolgender
Desorption.
| Konzentration Aufarbeitungsschritt für |
| in der Lösung Edelmetalle Thioharnstoff |
| Thioharn- Säure Adsorption Desorption Adsorption Desorptio |
| stoff an durch an durch |
| 420 g/l pH>1,5 Kohle Thioh.-Lös. Kohle heißes |
| Thiol-Harz u |
| Kationt. SSure Iwasser |
| >20 g/l pH>1,5 Kations Säure Kohle |
| C20 g/l pH<1,0 Kohle Thioh.-Lös Kohle von über |
| Thiol-Harz Thioh.-Lös Thiol-Harz |
| Kationt. 500C |
| >20 g/l pHl,O - - Kohle |
| Thiol-Harz |
| Kation. |
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Die anzuwendenden Mengen Adsorptionsmittel richten sich nach den vorliegenden
Edelmetall- und Thioharnstoff-Konzentrationen in den Lösungen. Die Beladungskapazitäten
für die Edelmetalle liegen zwischen 1 g-100 g je kg Adsorptionsmittel. Für Thioharnstoff
liegen die Beladungskapazitäten zwischen 100 g und 250 g je kg Adsorptionsmittel.
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Variante 2 Aus Lösungen mit Thioharnstoffgehalten 20 g/l wie t.B.
aus Waschwässern, werden die EdelMetalle an Ionenausauscherharzen vom Thioltyp adsorbiert,
worauf sich die Eliminierung des Thioharnstoffs an Aktivkohle anschließt. Bei der
Desorption wird mit heißem Wasser zunächst der Thioharnstoff von der Kohle desorbiert
und die Lösung ggf. mit zusätzlichem Thioharnstoff versetzt, zur Rückgewinnung der
Edelmetalle vom Ionenaustauscher verwendet.
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Variante 3 Für Lösungen jeglicher Zusammensetzung, insbesondere aber
für Lösungen, die gleichzeitig eine hohe Konzentration an Säure (pH(1,0) und Thioharnstoff
(>20- g/l) aufweisen, wird im ersten Schritt der Thioharnstoffgehalt durch Adsorption
an Aktivkohle auf 410 g/l gesenkt, so daß nachfolgend auch die Edelmetalle an Aktivkohle
oder an Ionenaustauschern des Thioltyps adsorbiert werden.
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Die Regeneration mit heißem Wasser setzt den Thioharnstoff in höherer
Konzentration wieder frei.
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Nötigenfalls mit zusätzlichem Thioharnstoff (>20 g/l) aufkonzentriert,
desorbiert diese Lösung seinerseits die Edelmetalle und ermöglicht ihre Überführung
in reiner konzentrierter, neutraler Lösung in die Gewinnungsstufe, z.B. mit metallischem
Zink.
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Unter Berücksichtigung der in Tabelle 1, Figur 1, angegebenen Aufarbeitungsmöglichkeiten
für Thioharnstoff-Edelmetalllösungen ergibt sich für die Edelmatallaugung mit sauren
Thioharnstofflösungen das in Figur 2 dargestellte Verfahrensschema.
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Der ausgelaugte Rohstoff wird nach Abtrennen der Lauge in (II) zur
Gewinnung der Edelmetalle und des Thioharnstoffs dem desorbierenden Waschen in (III)
unterworfen und nach Abtrennen der Waschwässer in (IV) abgestoßen.
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Erzlauge von (II) und Waschlösungen von (IV) werden getrennt zur zweistufigen
Adsorption (V a, VI a) geführt, wo sie entsprechend Figur 1 gemäß Variante 1, 2
oder 3 ihren Thioharnstoff- und Edelmetallgehalt abgeben. Die abfließende Lauge
geht als Rücklauf zur Laugung1 bzw. wird bei hohen Gehalten an Verunreinigungen
teilweise abgestoßen.
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Zur Desorption der Edelmetalle von der Aktivkohle und dem Thiolharz
dient Thioharnstofflösung, bzw. Säure bei Verwendung von Kationenaustauschern. Der
Thioharnstoff wird mit heißem Wasser (V b bzw. VI b) durch Desorption von der Aktivkohle
zurückgewonnen, Die in Fig. 2 schematisch dargestellte Desorption ist in Fig. 1
fusführlich für die Verfahrensvarianten 1 - 3 aufgezeichnet.
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Bei der Laugung (I) wird durch die Oxidationsmittel, die auch dem
Erz entstammen können und höherwertige Verbindungen des Eisens, Mangans und Kupfers
sein können, stets auch Thioharnstoff oxidiert.
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Die Zufuhr von gasförmigem oder in Form der Sulfite gebundenen Schwefeldioxid
verhindert die Oxidation des Thioharnstoffs praktisch vollständig, ohne die Extraktion
der Edelmetalle aus dem Erz nachteilig zu beeinflussen.
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Ein weiteres Merkmal des erfindungsgemäßen Verfahrens ist das hohe
Redoxpotential in der Aufschlußlauge in (I). Die größten Lösungsgeschwindigkeiten
für die Edelmetalle werden bei einem Redoxpotential von 250 bis 600 mV, gemessen
gegen die Ag/AgCl-Elektrode, erzielt. Bevorzugt wird in einem Bereich von 380 bis
450 mV gearbeitet.
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Die Zugabe des Reduktionsmittels ist so zu bemessen, daß nur der oxidierte
Thioharnstoff zurückgebildet wird. Die Menge des zuzusetzenden Reduktionsmittels
ist aus der analytisch bestimmten Thioharnstoffabnahme der Aufschlußlauge zu entnehmen,
wobei ein Reduktionsäquivalent einem Mol oxidiertem Thioharnstoff entspricht.
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Viele Rohstoffe enthalten schon von Natur aus genügend säurelösliches,
dreiwertiges Eisen als Oxidationsmittel. Erforderlichenfalls werden Oxidationsmittel,
bevorzugt säurelösliche Verbindungen des dreiwertigen Eisens, zugesetzt. Um die
Salzfracht der Laugen und damit den Flüssigkeitsabstoß in Grenzen zu halten, ist
es zweckmäßig, verbrauchtes dreiwertiges Eisen durch Oxidation mittels eines SO
2-Luftstromes aus dem zweiwertigen Eisen zurückzubilden.
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Auch Erze, die neben Edelmetallen noch Uran enthalten, können nach
dem erfindungsgemäßen Verfahren behandelt werden. Hierbei werden die Edelmetalle
in kurzer Zeit in hoher Ausbeute gelöst. Durch Adsorption an Aktivkohle wird das
Gold selektiv von dem in Lösung verbliebenen Uran getrennt.
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Nachfolgende Beispiele sollen die Erfindung näher erläutern
Beispiel
1 (vergl. Fig. 2) Ein stark verwittertes Blei-Zinkerz enthielt neben 5 % Blei, 6,8
% Zink, 26,5 % Eisen an Edelmetallen 315 g/t Silber und 10,6 g/t Gold.
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350 g des aufgemahlenen (444um) Erzes wurden in 1 1 Thioharnstofflösung
(30 g/l) bei Raumtemperatur und einem pH-Wert von 1,5 gerührt. (I) Der pH-Wert blieb
durch Zudosierung von Schwefelsäure konstant.
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Eine Zugabe von Oxidationsmittel zur Edelmetallaugung war nicht erforderlich,
da das Erz genügend lösliches dreiwertiges Eisen enthielt, um das Redoxpotential
stets oberhalb von ca. 300 mV, bezogen auf die Silber-Silberchlorid-Elektrode (3
mKCl) zu halten. Die Thioharnstoffkonzentration wurde in Abständen von 15 - 30 Minuten
analytisch ermittelt. Aufgrund der Oxidation des Thioharnstoffs zeigte sie eine
starke Tendenz zur Abnahme.
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Nach jeder Konzentrationsbestimmung wurde der oxidierte Thioharnstoff
durch berechnete Zugabemengen von Natriumhydrogensulfit wieder reduziert. Der Berechnung
lag zugrunde, daß 1 Reduktionsäquivalent 1 Mol oxidierten Thioharnstoff entspricht.
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Nach 5 1/2-stündiger Reaktionszeit wurde die Erztrübe abfiltriert.
Die insgesamt verbrauchte Menge an Natriumhydrogensulfit betrug 3,7 g. Auf die Tonne
Erz bezogen und auf S02 umgerechnet, ergab sich ein spezifischer Reduktionsmittelbedarf
von: 3,7 g NaHS03 x 1000 kg 1 1 kg x 64,06 SSO; 0,35 kg Erz t looo g 104,06 [NaHSO;
Der
effektive Thioharnstoffverbrauch während der Laugung war aus der maximalen Konzentrationsabnahme
von ca. O,2 2 gbl wie folgt anzugeben: 0,2 g/l x 1 1 x 1000 kq x 1kg = 0,57 kg/t
Thioharnstoff 0,35 kg Erz t - 1000 g Das Filtrat von 0,825 L enthielt 22,1 mg/l
Silber und 2,55 mg/l Gold entsprechend einer Ausbeute von 16,5 % Silber und 56,7
% Gold.
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Der Laugungsrückstand wurde in (III) zunächst mit 1 1 einer 900 heißen
Thioharnstofflösung (90 g/l) gewaschen, um adsorbiertes Edelmetall freizusetzen.
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Diese 1. Waschlösung reicherte sich dabei auf einen Gehalt von 40,9
mg Silber und 0,983 mg/l Gold an, entsprechend einer Ausbeute von 37,1 % Silber
und 26,5 % Gold. Der Thioharnstoffgehalt verringerte sich beim Waschen von ursprünglich
90 g/l auf 79,4 g/l.
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Im zweiten Waschgang in (III) mit 1 1 90 C heißem Wasser erhöhte sich
die Edelmetallausbeute um weitere 1,32 mg Silber und 0,082 mg Gold, entsprechend
1,2 % Silber und 2,2 %0 Gold.
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Außerdem wurde der am Erzrückstand adsorbierte Thioharnstoff zurückgewonnen.
Die Waschlauge enthielt 15,9 g/l Thioharnstoff.
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Zusammengefaßt ergibt sich folgende Übersicht über die Ausbeuten:
Gold Silber Laugen, 5 1/2 h - 56,7 16,5 1. Waschen 1 1, 900C Thioharnstofflösung
90 g/l 26,5 37,1 2. Waschen 1 1, 900C Wasser 2,2 1,2 Gesamtausbeute 85,4 54,8
Vergleichsbeispiel
Zur Demonstration der Fortschrittlichkeit des erfindungsgemäßen Verfahrens der Laugung
eines edelmetallhaltigen Materials bei gleichzeitiger Anwesenheit eines Oxidations-
und eines Reduktionsmittels in wäßrigem Medium werden tabellarisch (vergl. Tabelle
2) die an dem Blei-Zink-Erz gemäß Beispiel 1 erhaltenen Ergebnisse wiedergegeben,
die der bisherigen Technologie der Behandlung mit Cyanid und Thioharnstoff entsprechen.
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Tabelle 2
| Cyanid- Thioharn- Thioharnstofflaugung |
| Laugung stoff- in Ggwt. von Red.-/ |
| Laugung Oxid.-Mittel |
| (Beispiel 1) |
| augungszeit 24 24 5,5 |
| (h) |
| Chemikalien- |
| verbrauch 7 34,4 6,5 °2 |
| (kg/t) |
| oldausbeute 81,2 24,7 85,4 |
| (%) |
| ilberausbeute 38,6 1,0 54,8 |
| (%) 38,6 1,0 54,8 |
Aufarbeiten der Laugen durch Adsorption/Desorption Der Versuch
lieferte drei unterschiedliche Thioharnstoff-Edelmetallösungen. Hieraus müssen die
Edelmetalle abgeschieden und der Thioharnstoff zur Wiederverwendung zurückgewonnen
werden.
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Übersicht über die Mengen und Zusammensetzungen der Lösungen: Volumen
Thioharnstoff Silber Gold pH-Wert 1 g/l mg/l mg/l Aufschlußlauge 0,825 29,8 22,1
2,55 i,5 1. Waschlösung 1,0 79,4 40,9 0,98 >2,0 2. Waschlösung 1,0 15,9 1,32
0,082 >2,0 Die Edelmetalle der drei Lösungen konnten in der ersten Stufe entsprechend.
Fig. 1,Variante 1, an einem stark sauren Kationaustauscher vollständig abgetrennt
werden, da die pH-Werte in keinem Fall unter 1,5 lagen. Verwendet wurde eine Säule
mit 100 g Austauscherfüllung entsprechend einer Kapazität von 285 mg Silber.
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Die Säule wurde mit 0,23 1 0,5 molarer Schwefelsäure regeneriert.
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Die drei Lösungen wurden getrennt auf Thioharnstoff aufgearbeitet,
um sie anschließend ihren unterschiedlichen Aufgaben wieder zuführen zu können.
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Aufschlußlauge Nach Adsorption der Edelmetalle in (V a) am Kationaustauscher
gemäß Fig. 1, Variante 1, wird die edelmetallfreie Lösung zur erneuten Erzlaugung
nach (I) zurückgeführt.
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1. waschlösung Die nach dem Waschen aus (III) erhaltene 1. Waschlösung
mit einem Gehalt von 79,4 g/l Thioharnstoff wurde in (v a) durch Adsorption an Aktivkohle
gemäß Abb. 1, Variante 3 auf einen Thioharnstoffgehalt von unter 20 g/l gebracht.
Verwendet wurde 500 g Aktivkohle Hydraff in BK 12 in einer Körnung vor 0,5 - 1,6
mm.
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Aus dieser Lösung wird der verbliebene größere Anteil der Edelmetalle
in (VI a)(Fig.2 ) durch eine weitere Adsorptionssäule, die mit dem gleichen Aktivkohletyp
gefüllt war, entfernt.
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2. Waschlösung Die zweite Waschlösung wird vor der Wiederverwendung
in (III) durch Adsorption des Thioharnstoffs in (V a) regeneriert. Für die Adsorption
an Aktivkohle in (V a) ergab sich eine Kapazität von 140 g Thioharnstoff je kg Aktivkohle.
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Gleichzeitig wurden die geringen Edelmetallmengen aus der Lösung mit
adsorbiert.
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Die der Aufschlußlauge und den Waschlösungen 1 und 2 entstammenden
Gehalte an Edelmetall und Thioharnstoff auf den Adsorptionssäulen (V a) und (VI
a) (Fig. 2) wurden durch Aufgabe von über 600 heißem Wasser desorbiert und der Edelmetallgewinnung
in (IX) (Fig.2) durch Zementation mit Zink oder Elektrolyse zugeführt.
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Die von den Edelmetallen befreite Thioharnstofflösung wurde in den
Laugungsprozess nach (I) zurückgeführt.
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Gewonnen wurden 60mg Silber und 3,1 mg Gold entsprechend einer Ausbeute
von 54 % Silber bzw. 85 % Gold bezogen auf die eingesetzte Erzmenge.
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Der Verlust an Thioharnstoff während des Prozesses lag in der Größenordnung
von 0,5 g, entsprechend 1 bis 1,25 kg/t eingesetztes Erz Beispiel 2 Das hier verwandte
Erz enthielt 13 g/t Gold, welches jedoch vorwiegend in Pyrit verwachsen war.
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Ohne Vorbehandlung sind solche Erze nicht zu laugen. In der Technik
ist es üblich, den Schwefelgehalt des Pyrits abzurösten, um das Gold für die Laugung
freizulegen.
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Als Vorbehandlung für die saure Thioharnstofflaugung erschien es jedoch
vorteilhafter, den Pyrit durch einen sauren hydrometallurgischen Aufschluß zu zerstören.
Als Aufschlußmittel bot sich heiße Eisen-III-Sulfatlösung an, da sie mit der späteren
Laugungsiösung systemkonform ist.
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Vorbehandlung: 600 g Erz, aufgemahlen ((44/um) 250 g Eisen-III-Sulfat
(22,4 % FeIII) 600 ml Schwefelsäure (100 g/l H2S04) wurden 5 Stunden bei ca. 950
gerührt und danach abfiltriert.
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Laugung: Der feuchte Filterkuchen wurde ungewaschen mit 600 ml Thioharnstofflösung
(1 molar) aufgeschlämmt und 2 Stunden bei Raumtemperatur gerührt.
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Ein Oxidationsmittelzusatz war nicht erforderlich, da mit der Filterkuchenfeuchte
noch genügend dreiwertiges Eisen in den Laugungsansatz eingebracht worden war, um
das Redoxpotential bei ca. 400 mV, gemessen gegen die Ag/AgCl-Bezugselektrode, zu
halten. Ebenso blieb der pH-Wert durch die mit der Filterkuchenfeuchte eingetragene
Aufschlußsäure während der gesamten Laugungsdauer bei ca. 0,9 praktisch konstant.
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Die anfängliche Thioharnstoffkonzentration von 28,5 g/l wies die erwartete
fallende Tendenz auf. Sie konnte jedoch durch Einblasen geringer Mengen S02-Gas
auf durchschnittlich 28,3 g/l gehalten werden. Mit einem zu 0,81 1 bestimmten Flüssigkeitsvolumen
und einem Erzeinsatz von 600 g errechnet sich daraus der spezifische Thioharnstoffverbrauch
zu 0,27 kg/t.
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Der Laugungsansatz wurde abfiltriert, mit 1 1 900 heißer Thioharnstofflösung
(90 g/l) und danach mit 1 1 900 heißem Wasser gewaschen und anschließend getrocknet.
Es resultierten 560 g Erzrückstand mit 2,2 g/t Gold, was einer Extraktionsrate von
84,2 % Gold entspricht.
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Beispiel 3 Für dieses Beispiel wurde ein Material, bestehend aus 40
% Antimon (als Oxid), 30 % Kohlenstoff, 179 g/t Gold sowie Silikate und nichtaufgeschlossener
Pyrit, verwendet, das als Rückstand bei der Verhüttung pyritischen Antimonerzes
anfiel und aus dem die Edelmetalle durch Einsatz von Cyaniden nicht zu extrahieren
waren.
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Ein Teil des Goldes war adsorptiv am Antimonoxid gebunden, der Rest
lag eingeschlossen in den Silikaten und im nichtaufgeschlossenen Pyrit vor.
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Solche Rückstände lassen sich mit Cyaniden ebenso wenig laugen wie
Erze mit bestimmten organischen (freien Kohlenstoff enthaltenden) und anorganischen
(lehmigen) Anteilen.
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Durch Anwendung des in Beispiel 1 beschriebenen Verfahrens konnten
auch solche Rückstände erfolgreich behandelt und das darin enthaltene Gold in befriedigender
Ausbeute gewonnen werden.
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Eingesetzt wurden: 1000 g Rückstand mit einem Gehalt von 179 g/t Gold,
1500 ml Thioharnstofflösung (30 g/l Thioharnstoff) und 2,1 g S02 (in Form von Na2SO3)
Als Ergebnis wurden 95,7 mg GoLd erhalten, was einer Ausbeute von 53,5 % entsprach.
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Der Thioharnstoff wurde durch heißes Waschen des Laugungsrückstandes
praktisch quantitativ zurückerhalten.
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Beispiel. 4 4.1 Lauauna Als Ausgangsmaterial werden Haldenrückstände
eingesetzt, die 0,53 g/t Gold und 115 g/t Uran enthalten. Beide Metalle sollen durch
eine gemeinsame Laugung in schwefelsaurem Medium gelöst und anschließend selektiv
getrennt werden. Das Gold lag zur Hälfte als laugbares Metall vor, die andere Hälfte
war unangreifbar in Mineralbestandteilen eingeschlossen.
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Ss wird eine Suspension folgender Zusammensetzung hergestellt: 825
g Haldenmaterial 600 ml Wasser 75 ml Schwefelsäure (150 g H2S04/1) 1,5 g Braunstein
Die Suspension wird 2 Stunden lang bei 600 C gerührt. Danach wird Thioharnstoff
bzw. ein Gemisch aus Thioharnstoff und Natriumpyrosulfit zugesetzt. Innerhalb von
20 Minuten stieg die Goldkonzentration auf 0,3 mg Au/l, was dem vollständigen Ausbringen
des löslichen Goldanteils entspricht. Zur Extraktion des Urans wurde weitere 5 Stunden
gerührt. Der nach dieser Zeit erhaltene Rückstand wird nach Abfiltrieren auf seinen
Gehalt an Gold und Uran untersucht.
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Die erhaltenen Ergebnisse sind in der nachfolgenden Tabelle 3 wiedergegeben.
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Tabelle 3
| Thio- Na- Gold Uran |
| Ver- harn- pyro- |
| such stoff sulfit g/t % g/t |
| g/t im im |
| Rückstand Ausbeute Rückstand Ausbeute |
| 1 I 1 - 0,27 49 28 75,6 |
| 2 0,5 0,33 0,26 50 27 76,5 |
| 3 0,5 - 0,36 32 29 74,8 |
Bei Aufarbeitung dieses Haldenrückstandes zeigt sich, daß das erfindungsgemäße Verfahren
auch bei Anwesenheit von -Uran die höchsten Ausbeuten an Gold liefert.
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Wird die Laugung bei 300 C durchgeführt, ist, um zum gleichen Ergebnis
zu gelangen, eine etwas höhere Thioharnstoffkonzentration erforderlich.
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4.2 Goldgewinnung Aus Versuch 2 wurden 0,86 1 Lösung erhalten, die
0,3 mg/l Gold und 99 mg/l Uran enthielt Durch-Behandeln der Lösung mit 0,3 g gekörnter
Aktivkohle (Type Norit PK 0,25-1) wurde innerhalb von 5 Stunden die Goldkonzentration
auf einen Wert unterhalb der Nachweisgrenze vonO,l mg/l gesenkt. Die gesamte Goldmenge
befand sich an der Aktivkohle adsorbiert. Durch Verbrennen der Aktivkohle wird das
Gold elementar erhalten. Das Uran blieb mit 93 mg/l praktisch vollständig in Lösung
und konnte daraus nach bekannten Verfahren gewonnen werden.