DE3401961C2

DE3401961C2 -

Info

Publication number: DE3401961C2
Application number: DE3401961A
Authority: DE
Inventors: Reinhold Dipl.-Chem. Dr. 2104 Hamburg De Schulze
Original assignee: SKW Trostberg AG
Current assignee: Evonik Operations GmbH
Priority date: 1983-02-22
Filing date: 1984-01-20
Publication date: 1990-12-20
Also published as: DE3401961A1

Description

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.

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.

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. 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. Die US-PS 43 42 591 beschreibt ein Verfahren zur Gewinnung von u.a. Gold aus schwefelhaltigen Erzen durch zuerst reduzierendes, dann oxidierendes Rösten, Vermahlen der Röstprodukte in Schwefelsäurelösung unter Auswaschung von löslichem Eisen, Kupfer und Arsen, wobei in einer zweiten Auswaschung mit Hilfe von Thioharnstoff in schwefeliger Säure eine Ablösung der Edelmetalle bei einem Redoxpotential von 100 bis ungefähr 180 mV in der Lösung erfolgt. Bei diesem Verfahren werden jedoch 8 bis 10 kg Harnstoff pro Tonne eingesetztes Material verbraucht, wenn die Reaktion über die gesamte Dauer bei einem Redoxpotential von 150 mV durchgeführt wird, ergibt sich noch ein Verbrauch von 3 bis 4 kg Thioharnstoff pro Tonne eingesetzten Materials. 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 Proceedings from the 110th AIME-Meeting, Chicago, 22-26, 1981, S. 83 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 90%ige Extraktionsrate an Edelmetallen hin, wobei jedoch ein hoher Verbrauch an Thioharnstoff in Kauf genommen werden muß.

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 Begleitstoffe und Begleitelemente wie Arsen, Antimon und Kupfer, insbesondere in Form ihrer Sulfide, der Vorzug gegeben wurde.

Der Anmeldung liegt die Aufgabe zugrunde, ein Verfahren zur metallurgischen Gewinnung von Edelmetallen durch Laugen mit Thioharnstoff bereitzustellen, bei dem der Verbrauch von Thioharnstoff gesenkt wird.

Die gestellte Aufgabe wird gelöst durch ein Verfahren mit den kennzeichnenden Merkmalen des Anspruchs 1.

In den Unteransprüchen 2 bis 5 sind Ausbildungen des Verfahrens nach Anspruch 1 angegeben.

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.

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 den Laugungsvorgang 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.

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, wobei das angegebene Redoxpotential eingestellt 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.

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.

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. 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 gewinnen.

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.

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. 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.

J.B. Hiskey berichtet in Proceedings from the 110th 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.

Nachstehend werden nun mit guter Wirtschaftlichkeit durchführbare erfindungsgemäße Verfahrensvarianten unter Berücksichtigung des vorher gesagten und in Verbindung mit Fig. 1 der beigefügten Zeichnung näher beschrieben.

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.

Tabelle 1

Aufarbeitung von Thioharnstoff-Edelmetall-Lösungen durch Adsorption an Aktivkohle, Kationenaustauschern und Thiol- Harzen und nachfolgender Desorption.

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.

Variante 2
Aus Lösungen mit Thioharnstoffgehalten <20 g/l wie z. B. aus Waschwässern, werden die Edelmetalle an Ionenaustauscherharzen 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.

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 10 g/l gesenkt, so daß nachfolgend auch die Edelmetalle an Aktivkohle oder an Ionenaustauschern des Thioltyps adsorbiert werden.

Die Regeneration mit heißem Wasser setzt den Thioharnstoff in höherer Konzentration wieder frei. 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.

Unter Berücksichtigung der in Tabelle 1, Fig. 1, angegebenen Aufarbeitungsmöglichkeiten für Thioharnstoff-Edelmetalllösungen ergibt sich für die Edelmetallaugung mit sauren Thioharnstofflösungen das in Fig. 2 dargestellte Verfahrensschema.

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.

Erzlauge von (II) und Waschlösungen von (IV) werden getrennt zur zweistufigen Adsorption (Va, VIa) geführt, wo sie entsprechend Fig. 1 gemäß Variante 1, 2 oder 3 ihren Thioharnstoff- und Edelmetallgehalt abgeben. Die abfließende Lauge geht als Rücklauf zur Laugung, bzw. wird bei hohen Gehalten an Verunreinigungen teilweise abgestoßen.

Zur Desorption der Edelmetalle von der Aktivkohle und dem Thiolharz dient Thioharnstofflösung, bzw. Säure bei Verwendung von Kationenaustauschern. Der Thioharnstoff wird mit heißem Wasser (Vb bzw. VIb) durch Desorption von der Aktivkohle zurückgewonnen. Die in Fig. 2 schematisch dargestellte Desorption ist in Fig. 1 ausführlich für die Verfahrensvarianten 1-3 aufgezeichnet.

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.

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.

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.

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.

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 SO₂-Luftstromes aus dem zweiwertigen Eisen zurückzubilden.

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.

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.

350 g des aufgemahlenen (<44 µm) Erzes wurden in 1 l Thioharnstofflösung (30 g/l) bei Raumtemperatur und einem pH-Wert von 1,5 gerührt. (I)

Der pH-Wert blieb durch Zudosierung von Schwefelsäure konstant.

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.

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.

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 SO₂ umgerechnet, ergab sich ein spezifischer Reduktionsmittelbedarf von:

Der effektive Thioharnstoffverbrauch während der Laugung war aus der maximalen Konzentrationsabnahme von ca. 0,2 g/l wie folgt anzugeben:

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.

Der Laugungsrückstand wurde in (III) zunächst mit 1 l einer 90° heißen Thioharnstofflösung (90 g/l) gewaschen, um adsorbiertes Edelmetall freizusetzen.

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.

Im zweiten Waschgang in (III) mit 1 l 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% Gold. Außerdem wurde der am Erzrückstand adsorbierte Thioharnstoff zurückgewonnen. Die Waschlauge enthielt 15,9 g/l Thioharnstoff.

Zusammengefaßt ergibt sich folgende Übersicht über die Ausbeuten:

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.

Tabelle 2

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.

Übersicht über die Mengen und Zusammensetzungen der Lösungen

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.

Die Säule wurde mit 0,23 l 0,5 molarer Schwefelsäure regeneriert.

Die drei Lösungen wurden getrennt auf Thioharnstoff aufgearbeitet, um sie anschließend ihren unterschiedlichen Aufgaben wieder zuführen zu können.

Aufschlußlauge

Nach Adsorption der Edelmetalle in (Va) am Kaitonaustauscher gemäß Fig. 1, Variante 1, wird die edelmetallfreie Lösung zur erneuten Erzlaugung nach (I) zurückgeführt.

1. Waschlösung

Die nach dem Waschen aus (III) erhaltene 1. Waschlösung mit einem Gehalt von 79,4 g/l Thioharnstoff wurde in (Va) durch Adsorption an Aktivkohle gemäß Abb. 1, Variante 3 auf einen Thioharnstoffgehalt von unter 20 g/l gebracht. Verwendet wurde 500 g Aktivkohle Hydraffin BK 12 in einer Körnung von 0,5-1,6 mm.

Aus dieser Lösung wird der verbliebene größere Anteil der Edelmetalle in (VIa) (Fig. 2) durch eine weitere Adsorptionssäule, die mit dem gleichen Aktivkohletyp gefüllt war, entfernt.

2. Waschlösung

Die zweite Waschlösung wird vor der Wiederverwendung in (III) durch Adsorption des Thioharnstoffs in (Va) regeneriert. Für die Adsorption an Aktivkohle in (Va) ergab sich eine Kapazität von 140 g Thioharnstoff je kg Aktivkohle. Gleichzeitig wurden die geringen Edelmetallmengen aus der Lösung mit adsorbiert.

Die der Aufschlußlauge und den Waschlösungen 1 und 2 entstammenden Gehalte an Edelmetall und Thioharnstoff auf den Adsorptionssäulen (Va) und (VIa) (Fig. 2) wurden durch Aufgabe von über 60° heißem Wasser desorbiert und der Edelmetallgewinnung in (IX) (Fig. 2) durch Zementation mit Zink oder Elektrolyse zugeführt.

Die von den Edelmetallen befreite Thioharnstofflösung wurde in den Laugungsprozeß nach (I) zurückgeführt.

Gewonnen wurden 60 mg Silber und 3,1 mg Gold entsprechend einer Ausbeute von 54% Silber bzw. 85% Gold bezogen auf die eingesetzte Erzmenge.

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.

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.

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 Laugungslösung systemkonform ist.

Vorbehandlung:

600 g Erz, aufgemahlen (<44 µm)
250 g Eisen-III-Sulfat (22,4% FeIII)
600 ml Schwefelsäure (100g/l H₂SO₄)
wurden 5 Stunden bei ca. 95° gerührt und danach abfiltriert.

Laugung:

Der feuchte Filterkuchen wurde ungewaschen mit 600 ml Thioharnstofflösung (1 molar) aufgeschlämmt und 2 Stunden bei Raumtemperatur gerührt.

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.

Die anfängliche Thioharnstoffkonzentration von 28,5 g/l wies die erwartete fallende Tendenz auf. Sie konnte jedoch durch Einblasen geringer Mengen SO₂-Gas auf durchschnittlich 28,3 g/l gehalten werden. Mit einem zu 0,81 l bestimmten Flüssigkeitsvolumen und einem Erzeinsatz von 600 g errechnet sich daraus der spezifische Thioharnstoffverbrauch zu 0,27 kg/t. Der Laugungsansatz wurde abfiltriert, mit 1 l 90° heißer Thioharnstofflösung (90 g/l) und danach mit 1 l 90° 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.

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.

Ein Teil des Goldes war adsorptiv vom Antimonoxid gebunden, der Rest lag eingeschlossen in den Silikaten und im nichtaufgeschlossenen Pyrit vor.

Solche Rückstände lassen sich mit Cyaniden ebenso wenig laugen wie Erze mit bestimmten organischen (freien Kohlenstoff enthaltenden) und anorganischen (lehmigen) Anteilen.

Durch Anwendung des in Beispiel 1 beschriebenen Verfahrens konnten auch solche Rückstände erfolgreich behandelt und das darin enthaltene Gold in befriedigender Ausbeute gewonnen werden.
Eingesetzt wurden:
1000 g Rückstand mit einem Gehalt von 179 g/t Gold,
1500 ml Thioharnstofflösung (30 g/l Thioharnstoff) und
2,1 g SO₂ (in Form von Na₂SO₃).

Als Ergebnis wurden 95,7 mg Gold erhalten, was einer Ausbeute von 53,5% entsprach.

Der Thioharnstoff wurde durch heißes Waschen des Laugungsrückstandes praktisch quantitativ zurückerhalten.

Beispiel 4 4.1 Laugung

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.

Es wird eine Suspension folgender Zusammensetzung hergestellt:
825 g Haldenmaterial
600 ml Wasser
75 ml Schwefelsäure (150 g H₂SO₄/l)
1,5 g Braunstein

Die Suspension wird 2 Stunden lang bei 60°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.

Die erhaltenen Ergebnisse sind in der nachfolgenden Tabelle 3 wiedergegeben.

Tabelle 3

Bei Aufarbeitung dieses Haldenrückstandes zeigt sich, daß das erfindungsgemäße Verfahren auch bei Anwesenheit von Uran die höchsten Ausbeuten an Gold liefert.

Wird die Laugung bei 30°C durchgeführt, ist, um zum gleichen Ergebnis zu gelangen, eine etwas höhere Thioharnstoffkonzentration erforderlich.

4.2 Goldgewinnung

Aus Versuch 2 wurden 0,86 l 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 von <0,1 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.

Claims

1. Verfahren zur hydrometallurgischen Gewinnung von Edelmetallen aus edelmetallhaltigen Materialien durch Behandlung mit Thioharnstoff in wäßrigem saurem Medium in Gegenwart eines Oxidationsmittels, insbesondere dreiwertiges Eisen, und eines Reduktionsmittels, insbesondere Schwefeldioxid, dadurch gekennzeichnet, daß zur Senkung des Thioharnstoffverbrauchs in der Lösung ein Redoxpotential von 250 bis 600 mV gegen die Ag/AgCl-Elektrode eingestellt wird.

2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß ein pH-Wert unter 1,5 und ein Verhältnis Fe³⁺ zu Thioharnstoff größer 2 eingehalten wird.

3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß als Oxidationsmittel dreiwertiges Eisen aus zweiwertigem Eisen durch induzierte Oxidation mittels eines SO₂/Luftgemisches erzeugt wird.

4. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 3, gekennzeichnet durch folgende Schritte:

a) Nach der Laugung mit Thioharnstoff erfolgt Abtrennen der ausgelaugten Feststoffe von der edelmetallhaltigen Lösung und desorbierendes Auswaschen des Feststoffes, auch mit angesäuerter Thioharnstofflösung.
b) Ausschleusen des ausgelaugten Rückstandes
c) Adsorption des Thioharnstoffs aus den Lösungen an Aktivkohle
d) Adsorption der Edelmetalle an Aktivkohle bzw. an saure Kationenaustauscher oder an Ionenaustauscherharzen vom Thioltyp
e) teilweise Rückführung der Thioharnstoff enthaltenden Lösung in den Aufschlußbehälter
f) Desorption des Thioharnstoffs durch heißes Wasser von der Aktivkohle
g) Desorption der Edelmetalle durch Thioharnstofflösung oder durch Säuren und Abscheiden der Edelmetalle durch unedle Metalle oder durch Elektrolyse nach bekannten Verfahren.

5. Verfahren nach Anspruch 4, dadurch gekennzeichnet, daß die Edelmetalle durch Verbrennen der Aktivkohle gewonnen werden.