EA028221B1 - Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания - Google Patents

Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания Download PDF

Info

Publication number
EA028221B1
EA028221B1 EA201400021A EA201400021A EA028221B1 EA 028221 B1 EA028221 B1 EA 028221B1 EA 201400021 A EA201400021 A EA 201400021A EA 201400021 A EA201400021 A EA 201400021A EA 028221 B1 EA028221 B1 EA 028221B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
precious metal
copper
resin
eluent
thiosulfate
Prior art date
Application number
EA201400021A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201400021A1 (ru
Inventor
Ейонук Чой
Квианкун Ванг
Джон Уильям Лангханс
Original Assignee
Баррик Гольд Корпорейшн
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 Баррик Гольд Корпорейшн filed Critical Баррик Гольд Корпорейшн
Publication of EA201400021A1 publication Critical patent/EA201400021A1/ru
Publication of EA028221B1 publication Critical patent/EA028221B1/ru

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
    • 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
    • C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • 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

Abstract

Изобретение относится к способу извлечения драгоценного металла из обогащенного выщелачивающего раствора с использованием в качестве экстрагирующего средства смолы. Драгоценный металл элюируют из нагруженной смолы, используя содержащий тритионат элюент. Обеднённую металлом смолу подвергают контактированию с сульфидом, бисульфидом и/или полисульфидом для превращения сорбированного тритионата в тиосульфат. Десорбированный тиосульфат подвергают контактированию с окислителем и превращают в тритионат для возвращения в процесс элюирования.

Description

Изобретение относится к извлечению металлов гидрометаллургическим способом, в частности к извлечению металлов с помощью способа, использующего стадии ионообменной адсорбции и элюирования.
Предпосылки создания изобретения
Обычно золото извлекают из руды путем традиционного выщелачивания цианированием. В этом процессе золото реагирует с цианидом и кислородом согласно следующей реакции:
4Аи + О2 + 8СК + 2Н2О 4Аи(СЬГ)2 + 4ОН' (1)
Затем золото извлекают из раствора, используя, как правило, активированный уголь в качестве адсорбента. Можно также для адсорбции цианидного комплекса золота использовать ионообменную смолу с последующим элюированием смесью кислоты и тиомочевины. Тиосульфатное выщелачивание является возможной экологически приемлемой альтернативой цианированию, и в этом процессе золото выщелачивают в виде тиосульфатного комплекса золота. Однако этот комплекс с трудом адсорбируется активированным углем, так что анионообменные смолы могут быть более предпочтительны. Одновременно с золотом адсорбируются смолой и другие металлы, такие как медь и ртуть.
Процесс тиосульфатного выщелачивания продемонстрировал техническую эффективность для ряда различных типов руды. Например, Веге/омзку е! а1. ϋδ, Раб № 4070182, описывает процесс выщелачивания золота из медьсодержащих сульфидных материалов с помощью тиосульфата аммония. Кег1еу 1г., ϋδ Ра1. № 4269622 и 4369061 описывает применение медьсодержащего выщелачивающего раствора тиосульфата аммония для выщелачивания золота и серебра из марганецсодержащих руд. Рете/ е! а1. ϋδ, Ра1. № 4654078 описывает выщелачивание золота и серебра путем использования в качестве выщелачивающего средства тиосульфата меди и аммония для получения обогащенного выщелачивающего раствора, из которого золото и серебро извлекают путем диффузионного насыщения медью. В этом процессе тиосульфат аммония является предпочтительным выщелачивающим средством, что приводит к образованию хвостового продукта, содержащего аммиак и ионы аммония. Это представляет угрозу для окружающей среды. Поэтому более предпочтительным является процесс выщелачивания, использующий не аммонийные источники тиосульфата, к числу которых относятся тиосульфат натрия и тиосульфат кальция. После выщелачивания золото из суспензии или раствора может быть адсорбировано смолой с последующим выделением из смолы путем элюирования или десорбции. Золото может быть извлечено из смолы с помощью таких элюентов, как элюенты на основе тиоцианата, политионата или нитрата. Однако для процесса элюирования необходимы довольно концентрированные растворы. Например, в случае элюирования с помощью нитратов используется 2М нитрат аммония, как описано в заявке РСТ № АО 01/23626. Это достаточно высокая концентрация нитрата, что требует очевидных финансовых затрат на стадии элюирования и загрязняет окружающую среду при утилизации использованных растворов нитрата аммония.
Для быстрого элюирования золота из смолы известны тиоцианатные растворы или цианидные или тиосульфатные комплексы. Однако перед возвращением в цикл смола-в-пульпе смола должна быть регенерирована; иными словами, в ходе процесса тиоцианат накапливается в воде, приводя в конечном счете к экологическим проблемам и снижению выработки золота. Кроме того, потери тиоцианата могут быть экономически не выгодны. Регенерация в тиоцианатной системе также осложняется тем, что извлечение тиоцианата осуществляют с использованием сульфата железа с последующей регенерацией тиоцианата добавлением гидроокиси натрия. Резкое изменение рН на стадиях элюирования и регенерации приводит к осмотическому шоку в смоле, что в свою очередь приводит к потере смолы от разрушения. Кроме того, на производственном участке, который может быть отдаленным, требуется ряд других химических реагентов, что также создает определенные трудности. Поэтому желательно, учитывая эффективность работы предприятия, снижать количество и ассортимент различных используемых в производственном процессе химикатов. Таким образом, целью изобретения является использовать меньше реагентов и в меньшем количестве.
Политионатные элюирующие системы используют смесь тритионата и тетратиоаната. Так как эти вещества активно адсорбируются смолой, они могут использоваться для эффективного элюирования золота. Высокая аффинность политионатов к смоле влечет за собой стадию регенерации. Регенерацию осуществляют путем обработки смолы сульфидными, бисульфидными или полисульфидными ионами для превращения политионатов в тиосульфаты. Проблема элюирования с помощью политионатов заключается в стабильности тетратионатного раствора. В присутствии тиосульфата тетратионат подвергается реакции разложения с образованием тритионата и элементарной серы, что в присутствии серебра или меди приводит к образованию выпадающих в осадок сульфидов меди или серебра.
Тритионат разлагается с образованием сульфатов, особенно когда присутствует в больших концентрациях. Такие реакции разложения приводят к потерям и удорожанию процесса.
В патентной заявке США 2011/0011216 показано, что добавление к различным элюентам сульфитных ионов позволяет осуществить элюирование при низких концентрациях реагентов. Показано, что особенно эффективной для элюирования золота из смолы является тритионат/сульфитная смесь.
Таким образом, существует необходимость в разработке способа извлечения металлов путем ион- 1 028221 ного обмена, который обеспечивает высокую эффективность элюирования, но не приводит к образованию содержащих нежелательные продукты отходов растворов и смол, что вызывает проблемы с их утилизацией или с их возвращением в процесс.
Описание изобретения
В изобретении раскрывается способ извлечения металлов из ионообменных смол.
В соответствии с изобретением процесс осуществляют исключительно с помощью реагентов на основе серы и кислорода, которые при разложении в конечном счете образуют сульфат, являющийся тем же продуктом разложения, что и продукт разложения тиосульфатных выщелачивающих систем. Поэтому процесс элюирования сам по себе не производит отходов, которые нуждаются в отдельной переработке или будут создавать дополнительные проблемы при размещении на территории золотоизвлекающей фабрики или в дамбе хвостохранилища. При использовании других, нежели реагенты на основе серы или кислорода, реагентов, таких как галогениды, нитраты и тиоцианаты, необходима отдельная переработка отходов и система удаления и утилизации хвостов. Необходимыми для процесса реагентами являются тиосульфат, источник сульфит-ионов (например, сульфит, бисульфит и/или диоксид серы), источник сульфида (например, сульфид и/или полисульфид, который представляет собой соединение, содержащее один или смесь полимерный(ых) ион(ов) §Х2-, где X равно 2-6, такие как дисульфид, бисульфид, трисульфид, тетрасульфид, пентасульфид и гексасульфид) и перекись водорода (и/или другая перекись). Источник сульфит-ионов и сульфид-ионов может быть связан с любым общепринятым катионом, с щелочными и щёлочно-земельными металлами, аммонием и водородом.
Как будет очевидно из нижеследующего, процесс обычно основан на генерировании раствора тритионата ίη-βίΐιι. который затем смешивается с источником сульфит-ионов (например, щелочной и/или щёлочно-земельный металл и/или сульфит аммония, бисульфит и/или метабисульфит, и/или двуокись серы) с образованием эффективного смешанного тритионат/сульфитного или тритионат/бисульфитного элюента. Такой подход включает стадию регенерации смолы, на которой используется концентрированный раствор сульфид-ионов с получением концентрированного раствора тиосульфата. Затем к отработанному регенерирующему раствору добавляют перекись с получением тритионата ίη-βίΐιι. Затем добавляют источник сульфит-ионов с получением смешанного тритионат/сульфитного элюента, который очень эффективен при элюировании золота из смолы. Добавление сульфит-ионов может значительно снизить используемые концентрации тритионата. Это может понизить скорость разложения тритионата. Кроме того, использование отработанного регенерирующего раствора при получении тритионата ίη-βίΐιι через реакцию с перекисью не генерирует достаточного количества тритионата для эффективного элюирования золота в отсутствии сульфит-иона, для которого необходим примерно 1М раствор тритионата. В варианте воплощения изобретения описывается также стадия предварительного элюирования меди, на которой используют раствор тиосульфата, содержащий перекись. Как будет продемонстрировано ниже, добавление перекиси к тиосульфатной смеси позволяет кондиционировать или модифицировать смолу перед стадией элюирования золота. Большее количество меди извлекается тиосульфат/пероксидной смесью, которую вместе с медным элюентом возвращают в процесс выщелачивания, предоставляя необходимые для растворения золота медь и тиосульфат. Тритионат, который образуется ίη-βίΐιι в результате реакции перекиси с тиосульфатом, адсорбируется смолой во время предварительного элюирования меди. Таким образом, использование тритионат/сульфитной смеси приводит к более высокой эффективности элюирования золота. Как будет очевидно, реагентами для предварительного элюирования меди и элюирования золота являются тиосульфат, источник сульфит-ионов, источник сульфид-ионов и перекись. Выходящие из процесса два потока содержат главным образом тиосульфат и сульфат, которые возвращают в качестве питания назад в процесс выщелачивания. Так как тиосульфатный процесс выщелачивания требует добавления тиосульфата и производит сульфат как продукт разложения, очевидно, что рецикл потоков элюирования не будет влиять на весь процесс в целом. Напротив, в случае осуществления элюирования с помощью систем элюирования на основе нитратов, хлоридов или роданидов, эти элюирующие системы будут давать потоки отходов, которые нужно перерабатывать или уничтожать, так как из цикла элюирования необходимо удалять образующиеся нитраты, хлориды или роданиды. В описываемом процессе удаленные из цикла элюирования (после электровыделения или электролиза) потоки могут просто возвращаться в цикл выщелачивания.
Процесс особенно пригоден для элюирования золота (и других драгоценных металлов). Он может также применяться как дополнение к любому процессу выщелачивания или другому гидрометаллургическому процессу для извлечения этих металлов, включая процессы смола-в-пульпе или другие обычные ионообменные процессы и/или в других, нежели тиосульфат, выщелачивающих агентах или в дополнение к тиосульфату. Способ особенно предпочтительно использовать для извлечения выщелоченного металла после процесса тиосульфатного выщелачивания.
В соответствии с изобретением описывается способ извлечения драгоценных металлов, включающий стадии:
(a) выщелачивание содержащего драгоценный металл материала раствором тиосульфата;
(b) извлечение выщелоченных драгоценных металлов путем ионного обмена с помощью ионообменной смолы; и
- 2 028221 (с) элюирование ионообменной смолы элюирующей системой, где тритионат генерируется ίη-δίΐυ из отработанного регенерирующего раствора, с последующим добавлением источника сульфита. Способ может также использоваться для ионообменного извлечения металла после других гидрометаллургических процессов.
Эти и другие преимущества будут очевидны из раскрытия изобретения, вариантов воплощения изобретения и содержащихся в описании схем.
Фразы по крайней мере один, один или более и и/или представляют собой не ограничивающие соединяющие или альтернативные выражения. Например, каждое из выражений по крайней мере один из А, В и С, по крайней мере один из А, В или С, один или более из А, В и С, один или более из А, В или С и А, В и/или С означают А один, В один, С один, А и В вместе, А и С вместе, В и С вместе или А, В и С вместе. Когда каждый из А, В и С в вышеупомянутых выражениях относится к элементу, такому как X, У и Ζ, или группе элементов, таких как Χι -Χη, Υ 1 -Ут и Ζ1 -Ζ0, выражение относится к одному элементу, выбранному из X, У и Ζ, комбинации выбранных из этой группы элементов (например, Χ1 и Х2), так же как и к комбинации элементов, выбранных из двух или более групп (например, У1 и Ζ0).
Термины один или более и по крайней мере один могут быть взаимозаменяемыми. Также следует отметить, что термины включающий, охватывающий и имеющий также могут быть взаимозаменяемыми. Адсорбция означает адгезию атомов, ионов, биомолекул или молекул газа, жидкости или растворенных твердых веществ к поверхности. Точный характер связей зависит от свойств адсорбированных веществ, но процесс адсорбции классифицируется как физическая адсорбция (характеризуется слабыми силами Ван-дер-Ваальса) или химическая адсорбция (характеризуется ковалентным связыванием). Это может также происходить благодаря электростатическому притяжению.
Ионообменная смола обозначает смолу, которая в состоянии при выбранных рабочих условиях осуществлять ионообмен между двумя электролитами или между электролитным раствором и комплексом.
Перекись обозначает соединение, содержащее одинарную кислород-кислородную связь или перекисный анион [О-О]2-. Группу О-О называют пероксидной группой или пероксогруппой.
Сорбция означает поглощение жидкости или газа путем сорбции или адсорбции.
Десорбция - процесс, обратный адсорбции.
Вышесказанное является упрощенным раскрытием описываемого изобретения для понимания некоторых аспектов изобретения. Представленное резюме не ограничивает объем изобретения и предназначено для раскрытия и понимания изобретения в упрощенной форме, как введение в более детализированное описание, представленное ниже. Ниже изложены другие аспекты, варианты и схемы изобретения, которые могут использоваться одни или в комбинации друг с другом.
Краткое описание чертежей
Представленные чертежи являются частью описания и включены для пояснения нескольких примеров настоящего изобретения. Они, вместе с описанием, объясняют принципы изобретения. Чертежи иллюстрируют предпочтительные и альтернативные примеры того, как может быть выполнено и использовано изобретение и не должны рассматриваться как ограничивающие объем изобретения только описанными примерам. Дальнейшие особенности и преимущества будут очевидны из следующего, более подробного описания различных аспектов, воплощений и конфигураций изобретения с помощью нижеприведенных поясняющих чертежей.
Фиг. 1 - принципиальная схема тисульфатного процесса смола-в-пульпе;
фиг. 2 - упрощенная технологическая схема, иллюстрирующая стадии предварительного элюирования меди и элюирования золота;
фиг. 3 - упрощенная технологическая схема, включающая предварительное элюирование меди, элюирование золота и извлечение золота путем электролиза с последующим рециклом отработанного электролизного раствора;
фиг. 4 - упрощенная схема технологического процесса раздельного элюирования, включая предварительное элюирование меди, две стадии элюирования золота и извлечение золота электролизом с последующим рециклом отработанного электролизного раствора;
фиг. 5 - показывает кривую элюирования золота из анионообменной смолы с помощью 0,2М тритионата в смеси с 0,2М сульфитом натрия. Использовались два различных образца смолы, один с 20%ной политионатной нагрузкой и другой с 40%-ной политионатной нагрузкой;
фиг. 6 - показывает кривую предварительного элюирования меди из анионообменной смолы с помощью 0,5М тиосульфата натрия с и без добавления перекиси водорода; и фиг. 7 - показывает кривую элюирования золота из анионообменной смолы с помощью 0,2М тритионата в смеси с 0,2М сульфитом натрия после предварительного элюирования меди 0,5М тиосульфатом натрия с или без добавления перекиси водорода.
Детальное описание изобретения
В предпочтительном воплощении изобретения золото и другие драгоценные металлы извлекают из исходного сырья в раствор на установке для извлечения металлов методом тиосульфатного выщелачивания (100) с последующим ионным обменом для извлечения тиосульфатного комплекса золота, присутст- 3 028221 вующего в обогащенном выщелачивающем растворе со стадии выщелачивания, методом смола-в-пульпе (ΚΙΡ) или смола-в-щелоке от выщелачивания (К1Ь), как показано на фиг. 1. Выщелачивание 100 обычно осуществляют методом кучного выщелачивания или методом чанового выщелачивания. Хвосты 112 подают в емкость для хвостов 116, затем в сгуститель хвостов 120 и затем в хвостохранилище 124. В одном цикле выщелачивания золотосодержащий раствор на стадии выщелачивания 100 включает в качестве выщелачивающего средства тиосульфат. Концентрация тиосульфата в растворе обычно составляет от приблизительно 0,005 до приблизительно 5М, более предпочтительно от приблизительно 0,02 до приблизительно 2М. Считается, что в выщелачивающих золото тиосульфатных системах медь обеспечивает каталитическое окисление золота. В большинстве случаев содержащий золото раствор на стадии выщелачивания 100 поддерживают при концентрации меди в выщелачивающем растворе от приблизительно 0,1 до приблизительно 100 ррт.
На стадии ионного обмена (которую обычно осуществляют на стадии выщелачивания 100) для адсорбции тиосульфатного комплекса золота из золотосодержащего раствора с формированием нагруженной золотом смолы 108 используют сильно основную анионообменную смолу 104. Существует множество коммерчески доступных сильно основных ионообменных смол, которые обладают аффиностью к золоту и которые полезны для процесса ионного обмена. Функциональная группа наиболее сильно основных смол представляет собой четвертичную аммониевую группу, Ρ4Ν'. Такой смолой в форме сульфата или хлорида является смола РитоШе Ά500™, предоставляемая РитоШе Сотрапу οί Ва1а Суп\уу6. Пенсильвания, которая используется в предпочтительном воплощении изобретения. Однако может использоваться любая другая анионообменная смола. Обычная емкость сильно основных смол составляет приблизительно от 1 до приблизительно 1,3 экв/л и для демонстрации некоторых обсуждаемых ниже аспектов настоящего изобретения используют смолу, имеющую емкость приблизительно 1,2 экв./л. Такие смолы также адсорбируют медь из обогащенного раствора для выщелачивания.
После нагрузки или адсорбции тиосульфатного комплекса на смолу 104 золото извлекают из нагруженной смолы 108 путем элюирования, т.е. путем десорбции. Упрощенная схема элюирования показана на фиг. 1 и 2. В этой схеме для простоты не указаны какие-либо стадии промывки и осушения, поскольку они существенно не влияют на систему элюирования. Первая стадия представляет собой предварительное элюирование меди (стадия 128 из фиг. 1), которое осуществляют, используя раствор для элюирования меди 133, содержащий тиосульфат и, необязательно, тритионат с целью предварительной обработки смолы 140 (фиг. 1) для элюирования драгоценных металлов. Главной задачей этой стадии является удаление перед элюированием из смолы меди и, следовательно, снижение количества меди, которая переходит в извлекаемое золото.
В качестве тиосульфата в растворе для элюирования меди может использоваться любой источник тиосульфата, такой как тиосульфат щелочного металла (например, тиосульфат натрия или тиосульфат калия), тиосульфат щёлочно-земельного металла (например, тиосульфат кальция) или тиосульфат аммония. Последний не является предпочтительным, кроме случаев, когда цикл выщелачивания также использует тиосульфат аммония. Альтернативно, поток тиосульфата может производиться в пределах самого процесса, например, путем обработки хвостов выщелачивающего раствора 170, используя метод мембранной концентрации (фильтрации) 172, такой как обратный осмос или нанофильтрация. Сульфат кальция осаждается из содержащего тиосульфат концентрата 174 на стадии 175. Затем концентрат направляется на регенерацию тиосульфата 176 или на получение растворителя для элюирования меди (элюента меди) 132. Содержащий тиосульфат поток 180 из бака для регенерации 182 может также быть направлен на регенерацию тиосульфата 176. Концентрация тиосульфата в элюенте для предварительного элюирования меди и продукте 15 обычно колеблется от приблизительно 30 до приблизительно 200 г/л и концентрация десорбированной меди в обогащенном медью элюенте составляет от приблизительно 100 до приблизительно 1500 ррт. Концентрация тритионата, в случае его наличия, в растворе для элюирования меди 133 обычно составляет от приблизительно 0,01 до приблизительно 0,1М. Тритионат может генерироваться при контакте окислителя, обычно перекиси, с раствором для элюирования меди 133, при котором тиосульфат преобразовывается в тритионат согласно приведенному ниже уравнению (2). Продукт предварительного элюирования меди 136 используется в качестве питающего потока тиосульфата для выщелачивания и таким образом рециклизуется, то есть возвращается обратно в процесс. В одном воплощении процесса обеднённый металлом путем электровыделения или электролиза раствор 300 контактирует со смолой 140 для элюирования тиосульфата, который затем может возвращаться на стадию выщелачивания 100.
Затем осуществляют элюирование драгоценного металла из смолы 144, используя в качестве элюента драгоценного металла 148 смесь тритионатных и сульфитных ионов. Обычно, концентрация тритионата в элюенте драгоценного металла 148 составляет по крайней мере приблизительно 0,01М, предпочтительно по крайней мере приблизительно 0,05М, более предпочтительно от приблизительно 0,1 до приблизительно 5М и еще более предпочтительно от приблизительно 0,2 до приблизительно 2М. Концентрация сульфит иона в элюенте драгоценного металла 148 обычно составляет по крайней мере приблизительно 0,01М, предпочтительно по крайней мере приблизительно 0,1М и более предпочтительно от приблизительно 0,1 до приблизительно 2М. Концентрация растворенного золота в обогащенном золотом
- 4 028221 элюенте 152 обычно составляет от приблизительно 100 до приблизительно 500 ррт. рН элюента драгоценного металла 148 обычно поддерживают в пределах от приблизительно рН 4,5 до приблизительно рН
14.
Эта смесь для элюирования образуется при смешивании перекиси с отработанным (истощенным) регенерирующим раствором 156 от регенерации смолы 160, который содержит тиосульфат натрия, согласно реакции 2
2Ν32δ2θ3+4Η2θ2^ Να2δ3θ6 + Να2δΟ:4+4Η2Ο (2)
Тиосульфат натрия самостоятельно генерируется ш-§йи посредством реакции сульфида, такого как сульфид щелочного и/или щёлочно-земельного металла и/или сульфид аммония, дисульфид и/или полисульфид, сероводород (Η2δ), с содержащей тритионат смолой (стадия 160), как показано в реакции 3, где К представляет функциональный сайт смолы. Предпочтительно, сульфид-ион для регенерации добавляют в количестве приблизительно от 0,3 до приблизительно 0,65 моль иона δ2- на литр смолы.
Κ2δ3Ο6+Ν32δ > К282О3+ ТТа282О3 (3)
Реакция между тиосульфатом в отработанном регенерирующем растворе 156 и добавляемой перекисью в реакторе тритионата 164 показана в приведенной выше реакции 2. При осуществлении этой реакции выделяется тепло и поэтому в предпочтительном воплощении процесса используют охлаждение или охлаждаемый реактор для отвода тепла. Температура реакции находится предпочтительно в пределах приблизительно от 10 до приблизительно 60°С. При более высоких температурах реакции имеет место некоторая потеря тритионата. Добавка перекиси должна составлять приблизительно от 75 до приблизительно 110% от стехиометрического количества для взаимодействия с тиосульфатом, содержащимся в отработанном (истощенном) регенерирующем растворе 156 (реакция 2).
После элюирования смола 104 почти полностью нагружена тритионатом и, как показано на схеме реакции 3, при реакции регенерации тритионат почти полностью, если не весь, превращается в тиосульфат. Поэтому смола 104 возвращается назад на стадию адсорбции или на стадию выщелачивания 100 в основном нагруженной тиосульфатом, и таким образом смола является очень активной при адсорбции золота в следующем цикле. С другой стороны, тритионат, как известно, снижает равновесную нагрузку золотом в цикле адсорбции и поэтому возврат смолы без регенерации (и следовательно полностью нагруженной тритионатом) представляет некоторую проблему.
Преимущество генерации тиосульфата натрия ш-§йи для синтеза тритионата состоит в том, что тиосульфат натрия является достаточно дорогим реактивом, тем более, что приблизительно 50% тиосульфата окисляется в сульфат перекисью. Использование других источников тиосульфата для синтеза тритионата менее желательно. Например, использование тиосульфата аммония приводит к накоплению сульфата аммония, который необходимо отдельно удалять из-за отрицательного влияния аммиака на окружающую среду. Использование тиосульфата кальция также может быть проблематичным, поскольку при синтезе тритионата образуется 1 моль сульфата на моль тритионата (реакция 2), что приводит к образованию сульфата кальция в реакторе тритионата 164 и необходимости очистки оборудования от накипи.
Золото может быть извлечено из продуктивного раствора тритионата 152 различными методами, включая, но не ограничиваясь этим, электролиз или электровыделение 168, диффузионное насыщение металлами, такими как медь и цинк, и осаждение сульфид содержащими растворами. Каждая из этих технологий успешно использовалась для извлечения золота при очень низких концентрациях (> 99%-ное извлечение золота). В предпочтительном воплощении изобретения используют стандартный электролизер для получения золота 168. Обобщенная схема элюирования/электровыделения показана на фиг. 3. Обеднённый металлом путём электровыделения раствор 300 возвращают назад на стадию синтеза тритионата 164 после предварительного элюирования меди. В результате добавления обеднённого металлом путём электровыделеня раствора 300 в синтез тритионата некоторое дополнительное количество удаленного из смолы во время элюирования золота тиосульфата возвращают назад в цикл. Альтернативно, добавляя обеднённый металлом путём электровыделения раствор 300 после предварительного элюирования, присутствующий в этом потоке сульфит взаимодействует с адсорбированным на смоле тетратионатом, что создает эффективные условия для осуществления оптимального элюирования золота. Те же преимущества достигаются при рецикле обеднённого металлом путём электровыделения раствора перед предварительным элюированием меди или при смешивании обеднённого металлом путём электровыделения раствора с растворителем для предварительного элюирования меди. При всех этих вариантах тритионат возвращается назад в элюирующую систему и для поддержания водного баланса есть дополнительный объем растворителя для предварительного элюирования меди, содержащего, главным образом, медь, сульфат и тиосульфат, так как этот продукт забирают перед выводом тритионата и золота, как обсуждается ниже.
Подобное правило применяется для извлечения золота путем диффузионного насыщения или осаждения, где обеднённый металлом раствор возвращается назад в элюирующую систему для извлечения тритионата.
Единственным ограничением при образовании тиосульфата ш-§йи является количество производимого тиосульфата. Для смолы емкостью 1,2 экв/л максимальная нагрузка тритионата составляет 0,6
- 5 028221 мол/л смолы. На основании реакции 3 максимальное генерирование тиосульфата натрия составляет 0,6 моль тиосульфата на литр смолы. После осуществления синтеза тритионата будет получено 0,3 моль тритионата на литр смолы. Для того чтобы смола была близка к насыщению тритионатом после элюирования, условие, которое необходимо для обеспечения оптимального элюирования золота, требуется нагрузка 0,6 моль тритионата на литр смолы. Поэтому перед элюированием смола должна содержать, по крайней мере, приблизительно 0,3 моль политионатов на литр смолы (50% нагрузка политионатами на моль основы), так как при синтезе тритионата дополнительно образуется только 0,3 моль на литр смолы. Как подчеркивается в заявке на патент США 2011/0011216, все политионаты, адсорбированные на смоле до элюирования, превращаются в тритионат благодаря наличию сульфита. Как будет продемонстрировано в приведенных ниже примерах, процесс может быть адаптирован для работы с нагруженными образцами смолы, имеющими менее 50%-ную политионатную нагрузку.
Эффективным методом утилизации небольшого объема концентрированного тритионата, например 1,5 ВУ (объем слоя) 0,2М тритионата, является раздельная система элюирования. В такой системе элюирование золота проводят в две стадии, где продукт элюирования со 2-й стадии подается в качестве питания на 1-ю стадию элюирования золота для следующего цикла. Фиг. 4 показывает раздельную систему элюирования, которая также включает рецикл обеднённого металлом путём электровыделения раствора для извлечения дополнительного тритионата. При раздельных циклах элюирования питание на 2-е элюирование поступает из реактора тритионата 164 через смолу с образованием элюата 2. Элюат 2 возвращают на смолу в качестве питания 1-го элюирования с образованием элюата 1 (152). Элюат 2 и элюат 1 каждый включает десорбированное золото, где элюат 1 более обогащен золотом, чем элюат 2.
Для проверки эффективности предварительного элюирования меди и элюирования золота смолу РигоШе 500™ после нагрузки золотом из тиосульфатного выщелачивающего раствора слегка уплотняют в колонне. Каждый элюент или элюирующую систему прокачивают через стеклянную колонну со скоростью 2 относительных объема в час. Затем образцы перед анализом с помощью атомно-абсорбционной спектроскопии 10-кратно разбавляли 0,01М Ναί',’Ν.
Пример 1.
Когда нагруженный образец смолы нагружен политионатами >50%, как показано выше, генерирование тиосульфата ш-8Йи при регенерации с последующим синтезом тритионата, дает достаточное количество тритионата для того, чтобы смола была близка к насыщению после элюирования золота (и перед регенерацией). Чтобы продемонстрировать, что процесс может быть самоподдерживающимся без введения дополнительного тиосульфата, необходимого для получения дополнительного тритионанта, было проведено 12 циклов показанной на фиг. 4 схемы, где 20% обеднённого металлом путем электровыделения раствора возвращали на синтез тритионата и 80% возвращали после предварительного элюирования меди. В этих тестах нагруженная смола была нагружена политионатами на 60 мол.% вместе с 1750 г/т золота и 4440 г/т меди. В равновесном состоянии после 12 циклов элюирования на стадии синтеза тритионата получали 1,83 ВУ 0,21М тритионата, показывая, что процесс эффективен при генерировании небольшого объема концентрированного раствора тритионата. Равновесная концентрация тритионата в питании для 1-го элюирования золота составляла 0,161М, и концентрация тритионата в 1,6 ВУ обеднённого металлом путём электровыделения, возвращаемого после предварительного элюирования меди питания, составляла 0,095М. Содержание золота в питании для электровыделения составляло 279 мг/л, содержание золота в продукте 2-го элюирования составляло только 3 мг/л, и уровень остающегося на обеднённой металлом после элюирования смоле золота был очень низким.
Аналогично были проведены циклы исследований, использующие схему, показанную на фиг. 4, за исключением того, что 100% обеднённого металлом путём электровыделения раствора после предварительного элюирования меди возвращали в колонну. После 5 таких циклов равновесная концентрация тритионата в 1,6 ВУ питания системы элюирования составляла 0,19М, демонстрируя, что генерирование тиосульфата натрия ш-8Йи для синтеза тритионата было эффективным без возвращения обеднённого металлом путём электровыделения раствора на стадию синтеза тритионата. После 2-й стадии элюирования золота слой смолы промывали 0,4 ВУ воды для регенерации, получая 2 ВУ раствора для питания 1-го элюирования. Равновесная концентрация тритионата в питании 1-го элюирования составляла 0,14М и концентрация обеднённого металлом путём электровыделения раствора составляла 0,092М тритионата. Питание для электровыделения содержало золота 269 мг/л, продукт 2-го элюирования содержал золота только 2,3 мг/л и уровень остающегося на обеднённой металлом после элюирования смоле золота был очень низким. Анализы на золото демонстрируют эффективность раздельной системы элюирования с рециклом обеднённого металлом путём электровыделения раствора, поскольку при этом имеются 3 питающих потока, которые последовательно проходят через колонну: 2 ВУ 0,092М тритионата; за которым следует 2 ВУ 0,14М тритионата; и с последующим 1,6 ВУ 0,19М тритионата.
Пример 2.
Когда нагруженная смола содержит менее 50 мол.% политионата, требуется использование дополнительного тритионата для того, чтобы смола была близка к полному насыщению тритионатом до регенерации. Это может быть продемонстрировано путем составления кривой элюирования, чтобы определить прорыв перед элюированием золота, как показано на фиг. 5. Должно быть ясно, что в случае смолы
- 6 028221 с низкой нагрузкой политионатом золото с трудом элюируется до тех пор, пока по крайней мере 2ВУ 0,2М тритионата не прошли через колонку. Во время первых 2ВУ (до значительного прорыва золота) тритионат в элюате адсорбируется на смолу, замещая тиосульфат. Таким образом, этот поток содержит главным образом тиосульфат и сульфат (так как сульфат только слабо адсорбируется на смолу). До прорыва золота сульфат/тиосульфатный раствор подают назад в цикл выщелачивания для регулирования концентрации обоих этих продуктов в цикле элюирования. Для смолы, содержащей более высокую нагрузку политионатов, объем слоя для прорыва уменьшается на приблизительно 0,5 ВУ 0,2М тритионата, т.е. 0,1 моль тритионата на литр смолы.
В примере 1 показан синтез тритионата для генерирования 1,83ВУ 0,21М тритионата (что эквивалентно 0,38 моль тритионата на литр смолы), чего было бы не достаточно для элюирования этого образца смолы. В результате анализа смолы (20% нагрузка политионатом) можно определить, что для полного насыщения литра смолы требуется 0,48 моль тритионата. Этот анализ также подтверждает, что необходим дополнительный тритионат.
Одним из методов генерирования дополнительного тритионата является добавление избытка тиосульфата на стадии синтеза тритионата. При использовании системы выщелачивания на основе тиосульфата аммония, наиболее подходящим является добавление в синтез тритионата тиосульфата аммония. Однако, если в процессе не желательно образование сульфата аммония, необходим другой подход. Можно использовать тиосульфат натрия, но это очень дорогой реактив. Альтернативно, тиосульфат натрия может получаться из более дешевого источника, такого как тиосульфат кальция, путем высаживания кальция. Осаждение кальция может быть проведено, используя любой источник сульфата натрия и/или карбоната натрия.
В этом примере тиосульфат был получен из двух источников. Сначала осуществляли концентрирование раствора хвостов от выщелачивания, используя обратный осмос, с получением концентрата, содержащего от 0,3 до 0,4М тиосульфата. Концентрацию тиосульфата увеличивали добавлением тиосульфата кальция и получали раствор, содержащий от 0,5 до 0,7М тиосульфата. Кальций был осажден путем использования сульфата натрия в цикле удаления сульфата кальция. Продукт, содержащий приблизительно 1 г/л кальция, использовали как дополнительный тиосульфат в синтезе тритионата, получая 2ВУ 0,5М тиосульфата. После синтеза тритионата продукт 2ВУ содержал 0,24М тритионата, чего достаточно для эффективного элюирования золота из смолы, содержащей такую низкую нагрузку политионатом, как 25 мол.%. При этом, однако, благодаря осаждению кальция наблюдалось образование некоторого количества накипи или окалины и поэтому вторую стадию осаждение осуществляли после стадии удаления сульфата кальция путем добавления источника карбоната, например кальцинированной соды или трона. После второй стадии концентрация кальция снизилась до 12 мг/л и никакого осаждения при синтезе тритионата не наблюдалось. В среднем через 8 циклов продукт элюирования содержал золота 160 мг/л и обеднённую металлом смолу при содержании золота 57 г/т, давая среднюю эффективность элюирования 95%. Это указывает на то, что в таком способе может эффективно работать смола с нагрузкой политионатом менее 50%.
Пример 3.
Альтернативный метод генерирования дополнительного тритионата заключается в использовании части тиосульфата в питании для предварительного элюирования меди. Добавляя в этот поток перекись, можно получить больший объем (например 5ВУ) низко концентрированного тритионата. Это выгодно тем, что так как с увеличением объема раствора увеличивается теплота реакции и, следовательно, не требуется дополнительная система охлаждения.
Фиг. 6 показывает график предварительного элюирования меди для 0,5М раствора тиосульфата натрия по сравнению с раствором, в котором смешаны тиосульфат натрия и перекись с получением состава, содержащего 0,5М тиосульфата натрия + 0,05М тритионата натрия согласно реакции 2. Наличие тритионата в тиосульфатном растворителе для предварительного элюирования приводит к более высокому количеству удаляемой из смолы меди во время предварительного элюирования. Это полезно для процесса элюирования золота, так как увеличение количества удаляемой из смолы меди во время предварительного элюирования приводит к меньшему количеству меди в конечном, содержащем золото продукте. Другое значительное преимущество добавления перекиси в поток для предварительного элюирования меди заключается в усовершенствовании рабочих характеристик элюирования золота с точки зрения необходимого объема прорыва. Фиг. 7 показывает графики элюирования золота, полученные для смеси 0,2М тритионата + 0,2М сульфита. Смола, которая была предварительно элюирована в присутствии тритионата, подвергается элюированию раньше, чем другая смола, с пиком элюирования золота после 1,3 объемов слоя раствора, по сравнению с 2,6 объемами слоя соответственно. Кроме того, пиковая концентрация золота выше для смолы, которая была предварительно элюирована в присутствии тритионата. Это также выгодно, поскольку путем электровыделения может быть получен более концентрированный, содержащий золото продукт. Приведенные в фиг. 6 и 7 результаты получены при использовании смолы с одинаковой нагрузкой всех видов, включая медь и золото.
Не вдаваясь в теорию, ясно, что роль добавления перекиси при предварительном элюировании меди заключается в обеспечении низкой концентрации тритионата, при которой на стадии предварительного
- 7 028221 элюирования меди золото не удаляется, но происходит модификация смолы путем адсорбции тритионата до стадии элюирования золота. Это значительно улучшает рабочие характеристики на стадии элюирования. Предпочтительное добавление перекиси на предварительном элюировании меди должно составлять приблизительно от 0,1 до 2,0 моль перекиси водорода на литр смолы, которая будет элюирована, для обеспечения концентрации тритионата при предварительном элюировании в пределах от приблизительно 0,025 до приблизительно 0,5 моль/л смолы. Для данных на фиг. 6 использовали 5ВУ раствора, содержащего 0,05М тритионата, для чего было добавлено 1 моль перекиси на литр смолы, и количество тритионата составляло 0,25 моль на литр смолы. Испытания были также проведены с 5ВУ раствора для предварительного элюирования меди, содержащего 0,025М тритионата (т.е. 0,5 моль перекиси на литр смолы) и также были получены хорошие результаты. Очевидно, что, когда нагруженная смола содержит более высокую концентрацию политионатов, может быть предпочтительным меньшее модифицирование, т.е. 0,1 моль перекиси на литр смолы. Однако, если нагруженная смола содержит очень низкую нагрузку политионатами, может потребоваться большее модифицирование. Поэтому это надежный процесс, который может работать в широком диапазоне подач или питания смолы.
Для предварительного элюирования могут использоваться различные источники тиосульфата и, так как продукт возвращается на стадию выщелачивания, тиосульфатная соль должна быть совместима с системой выщелачивания. Когда в качестве выщелачивателя используют тиосульфат аммония, предпочтительным реагентом для элюирования должен бы быть тиосульфат аммония. Однако для не аммониевых систем для выщелачивания могут использоваться альтернативные реагенты, такие как тиосульфат кальция. Однако, как обсуждено выше, может потребоваться стадия удаления кальция. Например, система, описанная в примере 2, также может быть принята здесь, при этом концентрат со стадии обратного осмоса комбинируют с тиосульфатом кальция с последующим удалением сульфата кальция. Оптимально, когда перекись добавляют перед удалением сульфата кальция, так как при реакции 2 образуется сульфат.
Может использоваться множество вариаций и модификаций раскрытия изобретения. При этом необходимо обеспечить некоторые особенности раскрытия изобретения, не используя других.
Настоящее раскрытие изобретения в различных аспектах, воплощениях и формах включает компоненты, способы, процессы, системы и/или устройства в основном как изображено и описано здесь, включая различные аспекты, воплощения, конфигурации, подкомбинации и их разновидности. Специалисты в данной области поймут, как сделать и использовать различные аспекты, варианты, воплощения и конфигурации настоящего изобретения. Настоящее изобретение в различных аспектах, воплощениях и конфигурациях включает устройства и способы, не изображенные и/или не описанные здесь или в их различных аспектах, воплощениях и конфигурациях, включая возможное использование в прежних известных устройствах или процессах, например, для улучшения рабочих характеристик, облегчения и/или снижения стоимости осуществления.
Предшествующее обсуждение раскрытия изобретения представлено для целей иллюстрации и описания изобретения и не предназначено для ограничения раскрытых здесь форм осуществления изобретения. В предшествующем детализированном описании, например, различные особенности осуществления группируются в одном или более аспектах, воплощениях и конфигурациях с целью упрощения описания. Функции аспектов, воплощений и конфигураций раскрытия изобретения могут комбинироваться в альтернативных аспектах, воплощениях и конфигурациях, других, нежели обсужденные выше. Настоящий способ раскрытия не подразумевает, что настоящее изобретения требует большего количества признаков, чем приведенные в каждом пункте формулы изобретения. Таким образом, следующие пункты формулы изобретения включены в детализированное описание каждый как отдельное предпочтительное воплощение изобретения.
Кроме того, хотя описание изобретения включает описание одного или более аспектов, воплощений или конфигураций и определенных вариаций и модификаций, другие вариации, комбинации и модификации входят в объем изобретения, например, как известные специалисту в данной области. При этом имеется в виду, что права на настоящее раскрытие изобретения включают альтернативные аспекты, воплощения и конфигурации в установленных законодательством рамках, включая замену, взаимозаменяемые и/или эквивалентные структуры, функции, диапазоны или стадии независимо от того, раскрываются ли в формуле изобретения такие дополнительные, взаимозаменяемые и/или эквивалентные структуры, функции, диапазоны или стадии.

Claims (22)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии: (а) контактирование содержащего драгоценный металл раствора со смолой, не содержащей драгоценного металла, с образованием нагруженной драгоценным металлом смолы и раствора, не содержащего драгоценного металла; (Ь) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла, включающим тритионат, с формированием обогащенного драгоценным металлом элюента и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (с)
    - 8 028221 контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов, дисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; и (б) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (Ь) в качестве компонента элюента.
  2. 2. Способ по п.1, где, по крайней мере, большая часть тритионата в смоле, не содержащей драгоценного металла, превращается в тиосульфат и где, по крайней мере, большая часть тиосульфата из стадии (с) превращается окислителем в тритионат.
  3. 3. Способ по п.2, где концентрация ионов сульфита в элюенте драгоценного металла составляет по крайней мере 0,01М, где рН элюента драгоценного металла поддерживается в диапазоне от рН 4,5 до 14 и где концентрация тритионата в элюенте драгоценного металла составляет по крайней мере 0,0120М.
  4. 4. Способ по п.3, где концентрация ионов сульфита в элюенте драгоценного металла составляет по крайней мере 0,1М и концентрация тритионата в элюенте драгоценного металла составляет по крайней мере 0,05М.
  5. 5. Способ по п.4, где концентрация ионов сульфита в элюенте драгоценного металла находится в диапазоне от 0,2 до 2М и концентрация тритионата в элюенте драгоценного металла находится в диапазоне от 0,1 до 5М.
  6. 6. Способ по п.1, где окислителем является перекись.
  7. 7. Способ по п.6, где количество добавляемого окислителя достаточно для превращения, по крайней мере, большей части тиосульфата в тритионат.
  8. 8. Способ по п.1, где содержащий драгоценный металл раствор дополнительно включает медь, где медь нагружена вместе с драгоценным металлом на смолу и где стадия (Ь) дополнительно включает стадии: (В1) контактирование нагруженной драгоценным металлом и медью смолы с элюентом меди для десорбции из нагруженной драгоценным металлом и медью смолы, по крайней мере, большей части меди, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на нагруженной драгоценным металлом смоле, где элюент меди включает тиосульфат; и (В2) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла.
  9. 9. Способ по п.8, где элюент меди включает тритионат и где компонент элюента является частью элюента меди.
  10. 10. Способ по п.8, где элюент меди является частью элюента драгоценного металла.
  11. 11. Способ по п.8, где концентрация тритионата в элюенте меди меньше, чем концентрация тритионата в элюенте драгоценного металла.
  12. 12. Способ по п.8, далее включающий контактирование элюента меди с окислителем для превращения менее чем 50 моль% тиосульфата в тритионат до стадии (Ь).
  13. 13. Способ по п.8, где элюент меди включает от 100 до 200 г/л тиосульфата и от 0,01 до 0,1 моль/л тритионата.
  14. 14. Способ по п.12, где не более чем 25 моль% тиосульфата превращается в тритионат до стадии (Ь).
  15. 15. Способ по п.12, где концентрация меди в содержащем медь растворе находится В диапазоне от 10 до 1,500 ррт.
  16. 16. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии: (а) получение раствора, включающего медь и драгоценный металл; (Ь) контактирование раствора со смолой для сорбции, по крайней мере, большей части меди и драгоценного металла, содержащихся в растворе на смолу, и формирование нагруженной медью и драгоценным металлом смолы; (с) контактирование нагруженной медью и драгоценным металлом смолы с элюентом меди, включающим тиосульфат и тритионат, для десорбции, по крайней мере, большей части меди из смолы и для формирования обогащенного медью элюента и смолы, не содержащей меди и нагруженной драгоценным металлом, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на смоле, не содержащей меди и нагруженной драгоценным металлом; (б) контактирование смолы, не содержащей меди и нагруженной драгоценным металлом с элюентом драгоценного металла, включающим тритионат для формирования обогащенного драгоценным металлом элюента и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (е) контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов, дисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; (ί) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (б) в качестве компонента элюента; и (д) извлечение драгоценного металла из обогащенного драгоценным металлом элюента.
  17. 17. Способ по п.16, где элюент драгоценного металла включает ион сульфита, при этом тритионат и ион сульфита десорбируют, по крайней мере, большую часть драгоценного металла из смолы для формирования обогащенного драгоценным металлом элюента, где обогащенный медью элюент возвращается на стадию выщелачивания драгоценного металла и где концентрация тритионата в элюенте меди меньше, чем концентрация тритионата в элюенте драгоценного металла.
  18. 18. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии: (а) контактирование раствора, содержащего драгоценный металл, с смолой, не
    - 9 028221 содержащей драгоценного металла, с образованием нагруженной драгоценным металлом смолы и раствора, не содержащего драгоценного металла; (Ь) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла, включающим тритионат, с формированием обогащенного драгоценным металлом элюента и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (с) контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов, дисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; и (б) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (Ь) в качестве компонента элюента, где содержащий драгоценный металл раствор включает медь, где медь нагружена вместе с драгоценным металлом на смолу и где стадия (Ь) включает дополнительные стадии:
    (В1) контактирование нагруженной драгоценным металлом и медью смолы с элюентом меди для десорбции из нагруженной драгоценным металлом и медью смолы, по крайней мере, большей части меди, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на нагруженной драгоценным металлом смоле, где элюент меди включает от 100 до 200 г/л тиосульфата и от 0,01 до 0,1 моль/л тритионата; и (В2) затем контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла.
  19. 19. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии: (а) контактирование содержащего драгоценный металл раствора со смолой, не содержащей драгоценного металла, с образованием нагруженной драгоценным металлом смолы и раствора, не содержащего драгоценного металла, (Ь) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла, включающим тритионат, с формированием обогащенного драгоценным металлом элюента и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (с) контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов, дисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; и (б) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (Ь) в качестве компонента элюента, где содержащий драгоценный металл раствор включает медь, где медь нагружена вместе с драгоценным металлом на смолу и способ дополнительно включает контактирование элюента меди с окислителем для превращения менее чем 50 моль% тиосульфата в тритионат до стадии (Ь) и где стадия (Ь) дополнительно включает следующие стадии:
    (В1) контактирование нагруженной драгоценным металлом и медью смолы с элюентом меди для десорбции из нагруженной драгоценным металлом и медью смолы, по крайней мере, большей части меди, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на нагруженной драгоценным металлом смоле, где элюент меди включает тиосульфат; и (В2) затем контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла.
  20. 20. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии: (а) контатирование содержащего драгоценный металл раствора со смолой, не содержащей драгоценного металла, с образованием нагруженной драгоценным металлом смолы и раствора, не содержащего драгоценного металла, (Ь) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла, включающим тритионат, с формированием обогащенного драгоценным металлом элюента и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (с) контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов, дисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; и (б) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (Ь) в качестве компонента элюента, где содержащий драгоценный металл раствор включает медь, где медь нагружена вместе с драгоценным металлом на смолу и способ дополнительно включает контактирование элюента меди с окислителем для превращения менее, чем 25 моль% тиосульфата в тритионат до стадии (Ь) и где стадия (Ь) включает дополнительно стадии:
    (В1) контактирование нагруженной драгоценным металлом и медью смолы с элюентом меди для десорбции из нагруженной драгоценным металлом и медью смолы, по крайней мере, большей части меди, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на нагруженной драгоценным металлом смоле, где элюент меди включает тиосульфат; и (В2) затем контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла.
  21. 21. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии: (а) контатирование содержащего драгоценный металл раствора со смолой, не содержащей драгоценного металла, с образованием нагруженной драгоценным металлом смолы и раствора, не содержащего драгоценного металла; (Ь) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла, включающим тритионат, с формированием обогащенного драгоценным металлом элюента и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (с) контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов,
    - 10 028221 дисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; и (4) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (Ь) в качестве компонента элюента, где содержащий драгоценный металл раствор включает медь, где медь нагружена вместе с драгоценным металлом на смолу и где стадия (Ь) включает дополнительно стадии:
    (В1) контактирование нагруженной драгоценным металлом и медью смолы с элюентом меди для десорбции из нагруженной драгоценным металлом и медью смолы, по крайней мере, большей части меди, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на нагруженной драгоценным металлом смоле, где элюент меди включает тиосульфат и концентрация меди в содержащем медь растворе находится в диапазоне от 10 до 1,500 ррт;
    (В2) затем контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла;
    (В3) контактирование элюента меди с окислителем для превращения менее чем 50 мол.% тиосульфата в тритионат для использования на стадии (Ь).
  22. 22. Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания, включающий следующие стадии:
    (а) контатирование содержащего драгоценный металл и медь раствора со смолой, не содержащей драгоценного металла или меди, с формированием нагруженной драгоценным металлом и медью смолы и раствора, не содержащего драгоценного металла; (Ь) контактирование нагруженной драгоценным металлом и медью смолы с элюентом меди, оставляя, по крайней мере, большую часть драгоценного металла сорбированным на нагруженной драгоценным металлом смоле, где элюент меди включает тиосульфат и тритионат; (с) контактирование нагруженной драгоценным металлом смолы с элюентом драгоценного металла, содержащим тритионат для формирования обогащенного драгоценным металлом элюента, и смолы, не содержащей драгоценного металла, включающей тритионат; (4) контактирование смолы, не содержащей драгоценного металла, по крайней мере с одним из сульфидов, бисульфидов и полисульфидов для превращения по крайней мере части тритионата в тиосульфат; и (е) контактирование тиосульфата с окислителем для превращения по крайней мере части тиосульфата в тритионат для рецикла на стадии (Ь) как по крайней мере часть элюента меди.
EA201400021A 2011-06-15 2012-06-15 Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания EA028221B1 (ru)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US201161497415P 2011-06-15 2011-06-15
US201161508472P 2011-07-15 2011-07-15
PCT/US2012/042615 WO2012174349A2 (en) 2011-06-15 2012-06-15 Method for recovering precious metals and copper from leach solutions

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201400021A1 EA201400021A1 (ru) 2014-08-29
EA028221B1 true EA028221B1 (ru) 2017-10-31

Family

ID=47357758

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201400021A EA028221B1 (ru) 2011-06-15 2012-06-15 Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания

Country Status (16)

Country Link
US (1) US9051625B2 (ru)
EP (2) EP3305922A1 (ru)
JP (2) JP6382717B2 (ru)
AR (1) AR086933A1 (ru)
AU (1) AU2012271499B2 (ru)
BR (1) BR112013032149A2 (ru)
CA (1) CA2838901C (ru)
CL (1) CL2013003580A1 (ru)
CO (1) CO6930347A2 (ru)
DO (1) DOP2013000303A (ru)
EA (1) EA028221B1 (ru)
MX (1) MX343186B (ru)
PE (1) PE20141241A1 (ru)
SA (1) SA112330615B1 (ru)
WO (1) WO2012174349A2 (ru)
ZA (1) ZA201400294B (ru)

Families Citing this family (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
NZ623104A (en) 2010-12-07 2015-10-30 Barrick Gold Corp Co-current and counter current resin-in-leach in gold leaching processes
US10161016B2 (en) 2013-05-29 2018-12-25 Barrick Gold Corporation Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores
AU2015259608B2 (en) 2014-05-12 2019-10-03 Sumitomo Corporation Of Americas Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials
CA2917505C (en) * 2015-01-15 2022-03-22 Mintek Gold recovery from carbon
JP6893621B2 (ja) 2015-04-21 2021-06-23 エクシール ワークス コーポレイション 有機溶媒中の貴金属を選択的に浸出および抽出するための方法
GB2551980A (en) * 2016-06-30 2018-01-10 Commw Scient Ind Res Org Method and system for low level metal analysis of mineral samples
PE20211512A1 (es) 2019-01-21 2021-08-11 Barrick Gold Corp Metodo para la lixiviacion con tiosulfato catalizado con carbon de materiales que contienen oro
US20200377970A1 (en) 2019-06-03 2020-12-03 Barrick Gold Corporation Method for recovering precious metals from thiosulfate leach solutions
WO2021159089A1 (en) * 2020-02-07 2021-08-12 University Of Kentucky Research Foundation Extraction of copper, gold and other elements from waste materials
CN111617779A (zh) * 2020-07-19 2020-09-04 河南科技大学 一种紫外光辐射分解钴电解液中的铜制备Cu2S光催化剂的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5340380A (en) * 1992-03-18 1994-08-23 Henkel Corporation Recovery of precious metal
US5536297A (en) * 1995-02-10 1996-07-16 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation and thiosulfate leaching
US6344068B1 (en) * 2000-04-04 2002-02-05 Barrick Gold Corporation Process for recovering gold from thiosulfate leach solutions and slurries with ion exchange resin
US20110011216A1 (en) * 2006-05-25 2011-01-20 Commonwealth Scientific & Industrial Research Organisation Process for recovering metals from resins
US20110132147A1 (en) * 2000-05-19 2011-06-09 Placer Dome Technical Services Ltd. Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials

Family Cites Families (114)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US496951A (en) 1893-05-09 Henry parkes
US1627582A (en) 1922-09-07 1927-05-10 Thomas H Sherian Process for treatment of ores
GB954435A (en) 1960-08-25 1964-04-08 Nat Res Dev Anion exchange resins for the recovery of gold and silver from gold and silver bearing aqueous cyanide liquors
US3524724A (en) 1966-10-12 1970-08-18 Continental Oil Co Method for making ammonium thiosulfate and ammonium sulfate
US3644087A (en) 1970-02-09 1972-02-22 Universal Oil Prod Co Process for scrubbing sulfur dioxide from a gas stream
GB1423341A (en) 1971-12-09 1976-02-04 Iws Nominee Co Ltd Polymer treatmen5 of fibrous and filamentary materials
BE792337A (fr) 1971-12-13 1973-03-30 Falconbridge Nickel Mines Ltd Procede pour la recuperation de metaux precieux en partant de matieres contenant du cuivre
GB1497534A (en) 1973-12-13 1978-01-12 Matthey Rustenburg Refines Refining of metals
US3902896A (en) 1974-05-22 1975-09-02 Int Nickel Co Cementation of metals from acid solutions
CA1073681A (en) 1976-02-20 1980-03-18 Roman M. Genik-Sas-Berezowsky Recovery of precious metals from metal sulphides
CA1106617A (en) 1978-10-30 1981-08-11 Grigori S. Victorovich Autoclave oxidation leaching of sulfide materials containing copper, nickel and/or cobalt
US4296075A (en) 1978-11-24 1981-10-20 Mobil Oil Corporation Method for protecting an ion-exchange resin from chemical poisoning
NZ193409A (en) 1979-04-13 1982-12-07 H Heinen Percolation leaching of feed material to recover gold and silver
US4289532A (en) 1979-12-03 1981-09-15 Freeport Minerals Company Process for the recovery of gold from carbonaceous ores
US4369061A (en) 1979-12-28 1983-01-18 Kerley Jr Bernard J Recovery of precious metals from difficult ores
US4269622A (en) 1979-12-28 1981-05-26 Kerley Jr Bernard J Recovery of precious metals from difficult ores
US4411873A (en) 1980-12-31 1983-10-25 Mobil Oil Corporation In-line regeneration of polythionate poisoned ion exchange resins
CA1198080A (en) 1981-04-15 1985-12-17 Freeport Minerals Company Simultaneous leaching and electrodeposition of precious metals
US4384889A (en) 1981-04-15 1983-05-24 Freeport Research & Development Company Simultaneous leaching and cementation of precious metals
US4411612A (en) 1981-04-16 1983-10-25 Neha International Apparatus for recovering precious metals from their ores
RO81261A2 (ro) 1981-12-01 1983-02-01 Institutul De Cercetari Si Proiectari Pentru Epurarea Apelor Reziduale,Ro Procedeu de recuperare a argintului si a suportului din deseurile de materiale fotosensibile
US4489984A (en) 1982-04-22 1984-12-25 Mobil Oil Corporation In-situ uranium leaching process
ZA845087B (en) 1983-07-08 1985-03-27 Kalocsai Guy Imre Z Dissolution of noble metals
US4585561A (en) 1983-07-25 1986-04-29 Agfa-Gevaert Aktiengesellschaft Flotation process for the continuous recovery of silver or silver compounds from solutions or dispersions
DE3347165A1 (de) 1983-12-27 1985-07-04 Skw Trostberg Ag, 8223 Trostberg Verfahren zur gewinnung von edelmetallen
US4552589A (en) 1984-01-27 1985-11-12 Getty Oil Company Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation
ES8506355A1 (es) 1984-03-13 1985-07-16 Nunez Alvarez Carlos Procedimiento para mejorar el rendimiento de extraccion de plata y oro en los minerales de gossan
JPS60208434A (ja) 1984-04-03 1985-10-21 Nippon Mining Co Ltd 銅電解殿物からの銀回収法
CA1234290A (en) 1984-09-27 1988-03-22 Donald R. Weir Recovery of gold from refractory auriferous iron- containing sulphidic material
CA1234991A (en) 1984-09-27 1988-04-12 Donald R. Weir Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore
CA1229487A (en) 1984-09-27 1987-11-24 Roman M. Genik-Sas-Berezowsky Process for the recovery of silver from a residue essentially free of elemental sulphur
US4634187A (en) 1984-11-21 1987-01-06 Isl Ventures, Inc. Method of in-situ leaching of ores
ZA853701B (en) 1984-11-26 1986-05-28 Pm Mineral Leaching Tech Inc Bioleaching process
JPS61127833A (ja) 1984-11-27 1986-06-16 日本鉱業株式会社 硫化鉄精鉱中の銀を回収する方法
JPS61127834A (ja) 1984-11-27 1986-06-16 日本鉱業株式会社 硫化鉄精鉱中の銀の回収法
SU1284942A1 (ru) 1984-12-03 1987-01-23 Предприятие П/Я М-5400 Способ получени тиосульфата натри
US4740243A (en) 1984-12-31 1988-04-26 Ensci, Inc. Metal value recovery from metal sulfide containing ores
SU1279954A1 (ru) 1985-04-08 1986-12-30 Березниковский химический завод Способ получени тиосульфата натри
US4816234A (en) 1985-05-10 1989-03-28 Kamyr, Inc. Utilization of oxygen in leaching and/or recovery procedures employing carbon
US4654078A (en) 1985-07-12 1987-03-31 Perez Ariel E Method for recovery of precious metals from difficult ores with copper-ammonium thiosulfate
PH21188A (en) 1985-09-10 1987-08-12 Butler Dean Leaching process
GB2180829B (en) 1985-09-20 1989-08-16 Aurotech N L Precious metal extraction
US4738718A (en) 1985-10-28 1988-04-19 Freeport Minerals Company Method for the recovery of gold using autoclaving
US5232490A (en) 1985-11-27 1993-08-03 Leadville Silver And Gold Oxidation/reduction process for recovery of precious metals from MnO2 ores, sulfidic ores and carbonaceous materials
US4723998A (en) 1985-11-29 1988-02-09 Freeport Minerals Co Recovery of gold from carbonaceous ores by simultaneous chlorine leach and ion exchange resin adsorption process
US4721526A (en) 1986-08-13 1988-01-26 Kamyr, Inc. Heap leaching with oxygen
US4801329A (en) 1987-03-12 1989-01-31 Ensci Incorporated Metal value recovery from carbonaceous ores
US4765827A (en) 1987-01-20 1988-08-23 Ensci, Inc. Metal value recovery
US4778519A (en) 1987-02-24 1988-10-18 Batric Pesic Recovery of precious metals from a thiourea leach
US4816235A (en) 1987-02-24 1989-03-28 Batric Pesic Silver and manganese recovery using acidified thiourea
CA1306613C (en) 1987-05-15 1992-08-25 Guy Deschenes Recovery of gold from aqueous solutions
GB8726158D0 (en) 1987-11-07 1987-12-09 British Petroleum Co Plc Separation process
US5607619A (en) 1988-03-07 1997-03-04 Great Lakes Chemical Corporation Inorganic perbromide compositions and methods of use thereof
US4923510A (en) 1988-10-31 1990-05-08 Gopalan Ramadorai Treatment of refractory carbonaceous sulfide ores for gold recovery
US4902345A (en) 1989-01-12 1990-02-20 Newmont Gold Co. Treatment of refractory carbonaceous and sulfidic ores or concentrates for precious metal recovery
MY105658A (en) 1989-03-07 1994-11-30 Butler Dean R Noble metal recovery
JP2632576B2 (ja) 1989-05-12 1997-07-23 日鉱金属株式会社 イオン交換樹脂からの金ヨウ素錯体の脱着方法
GB8914037D0 (en) 1989-06-19 1989-08-09 Univ Cardiff Dissolving values of platinum group metals from ores and concentrates
GB9002311D0 (en) 1990-02-02 1990-04-04 Rio Tinto Minerals Dev Separation process
US5071477A (en) 1990-05-03 1991-12-10 American Barrick Resources Corporation of Toronto Process for recovery of gold from refractory ores
US5244493A (en) 1990-09-21 1993-09-14 Newmont Gold Co. Biometallurgical treatment of precious metal ores having refractory carbon content
US5127942A (en) 1990-09-21 1992-07-07 Newmont Mining Corporation Microbial consortium treatment of refractory precious metal ores
US5114687A (en) 1990-12-14 1992-05-19 South Dakota School Of Mines & Technology Ammonia extraction of gold and silver from ores and other materials
US6248301B1 (en) 1991-04-12 2001-06-19 Newmont Mining Corporation And Newmont Gold Company Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
US5147617A (en) 1991-05-21 1992-09-15 Freeport-Mcmoran Inc. Process for recovery of gold from gold ores using a complexing pretreatment and sulfurous acid leaching
US5147618A (en) 1991-05-21 1992-09-15 Freeport-Mcmoran Inc. Process for recovery of gold from refractory gold ores using sulfurous acid as the leaching agent
US5246486A (en) 1991-07-10 1993-09-21 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of gold from heaps of low-grade sulfidic and carbonaceous sulfidic ore materials
US5332559A (en) 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
US5354359A (en) 1992-04-01 1994-10-11 Newmont Gold Co. Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant
US5236492A (en) 1992-07-29 1993-08-17 Fmc Gold Company Recovery of precious metal values from refractory ores
US5364453A (en) 1992-09-22 1994-11-15 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
US5338338A (en) 1992-09-22 1994-08-16 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
US5308381A (en) 1993-04-15 1994-05-03 South Dakota School Of Mines & Techology Ammonia extraction of gold and silver from ores and other materials
US5484470A (en) 1994-07-28 1996-01-16 E. I. Du Pont De Nemours And Company Enhancement of gold lixiviation using nitrogen and sulfur heterocyclic aromatic compounds
US5405430A (en) 1994-04-12 1995-04-11 Groves; William D. Recovery of precious metals from evaporite sediments
US5449397A (en) 1994-06-24 1995-09-12 Hunter; Robert M. Biocatalyzed leaching of precious metal values
US5489326A (en) 1994-10-04 1996-02-06 Barrick Gold Corporation Gold recovery using controlled oxygen distribution pressure oxidation
US5536480A (en) 1994-11-29 1996-07-16 Santa Fe Pacific Gold Corporation Method for treating mineral material having organic carbon to facilitate recovery of gold and silver
US5683490A (en) 1994-12-23 1997-11-04 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Solution mining of precious metals using aqueous, sulfur-bearing solutions at elevated temperatures
US5785736A (en) 1995-02-10 1998-07-28 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption
US5653945A (en) 1995-04-18 1997-08-05 Santa Fe Pacific Gold Corporation Method for processing gold-bearing sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
GB2310424B (en) 1996-02-22 1999-09-29 Finch Limited Process for recovering gold from oxide-based refractory ores
US6197214B1 (en) 1996-06-26 2001-03-06 Henkel Corporation Ammonium thiosulfate complex of gold or silver and an amine
WO1997049474A1 (en) 1996-06-26 1997-12-31 Henkel Corporation Process for the recovery of precious metal values from aqueous ammoniacal thiosulfate leach solutions
CA2209559C (en) 1996-07-16 2001-12-18 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-leach adsorption
US5733431A (en) 1996-08-21 1998-03-31 Hw Process Technologies, Inc. Method for removing copper ions from copper ore using organic extractions
CA2193305A1 (en) 1996-12-18 1998-06-18 Jean-Marc Lalancette Process for removing and recovering copper, silver and zinc from sulfide ores
US5961833A (en) 1997-06-09 1999-10-05 Hw Process Technologies, Inc. Method for separating and isolating gold from copper in a gold processing system
GB2341602A (en) 1997-06-09 2000-03-22 Hw Process Technologies Inc Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions
AUPO900097A0 (en) 1997-09-05 1997-10-02 Arton (No 001) Pty Ltd Process
WO1999023263A1 (en) 1997-10-30 1999-05-14 Hw Process Technologies, Inc. Method for removing contaminants from process streams in metal recovery processes
US6251163B1 (en) 1998-03-04 2001-06-26 Placer Dome, Inc. Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores
US6183706B1 (en) 1998-03-11 2001-02-06 Placer Dome, Inc. Autoclave having an agitator with an aerating impeller for high oxygen transfer rate to metal-containing slurries and method of use
US6368381B1 (en) 1998-03-11 2002-04-09 Placer Dome Technical Services, Ltd. Autoclave using agitator and sparge tube to provide high oxygen transfer rate to metal-containing solutions
DE69913686T2 (de) 1998-05-08 2004-10-07 Shell Oil Co Verfahren zur rückgewinnung von molybden und vanadin aus verbrauchten katalysatoren durch alkalische laugung
CA2315480A1 (en) 1999-08-13 2001-02-13 Antonio T. Robles Process for removing metals from a sorbent
AUPQ315799A0 (en) 1999-09-29 1999-10-21 Murdoch University Improved process for the elution of gold from anion exchange resins
NL1013590C2 (nl) 1999-11-17 2001-05-18 Paques Biosystems B V Werkwijze voor de selectieve verwijdering van metalen uit geconcentreerde metaalhoudende stromen.
AUPQ456299A0 (en) 1999-12-09 2000-01-13 Geo2 Limited Recovery of precious metals
US20030154822A1 (en) 1999-12-09 2003-08-21 John Hall Recovery of precious metals
US6451275B1 (en) 2000-03-10 2002-09-17 Lakefield Research Limited Methods for reducing cyanide consumption in precious metal recovery by reducing the content of intermediate sulfur oxidation products therein
CA2420630C (en) 2000-09-29 2009-03-03 Newmont Usa Limited Method and apparatus for chemical processing
US6500231B1 (en) 2001-03-29 2002-12-31 Newmont Usa Limited Recovery of precious metals from thiosulfate solutions
AU783904B2 (en) 2001-04-10 2005-12-22 Grd Minproc Limited Improved processing of precious metal-containing materials
US6632264B2 (en) 2001-04-17 2003-10-14 The University Of British Columbia Gold recovery from thiosulfate leaching
US6641642B2 (en) 2001-12-21 2003-11-04 Newmont Usa Limited High temperature pressure oxidation of ores and ore concentrates containing silver using controlled precipitation of sulfate species
WO2003080879A1 (en) 2002-03-26 2003-10-02 Council Of Scientific And Industrial Research Process for the recovery of gold and silver from used refractory bricks
US6602319B1 (en) 2002-04-01 2003-08-05 Council Of Scientific And Industrial Research Process for the recovery of gold and silver from used refractory bricks
AUPS334402A0 (en) 2002-07-02 2002-07-25 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Process for recovering precious metals
CA2412352A1 (en) * 2002-11-18 2004-05-18 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
US7722840B2 (en) 2002-11-15 2010-05-25 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
EP1433860A1 (en) 2002-12-23 2004-06-30 Paques B.V. Process for regenerating thiosulphate from a spent thiosulphate gold leachant
AU2003904385A0 (en) 2003-08-18 2003-08-28 Murdoch University Improved Thiosulphate Leach Process
BE1019988A3 (fr) * 2011-05-24 2013-03-05 Agc Glass Europe Substrat verrier transparent portant un revetement de couches successives.

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5340380A (en) * 1992-03-18 1994-08-23 Henkel Corporation Recovery of precious metal
US5536297A (en) * 1995-02-10 1996-07-16 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation and thiosulfate leaching
US6344068B1 (en) * 2000-04-04 2002-02-05 Barrick Gold Corporation Process for recovering gold from thiosulfate leach solutions and slurries with ion exchange resin
US20110132147A1 (en) * 2000-05-19 2011-06-09 Placer Dome Technical Services Ltd. Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
US20110011216A1 (en) * 2006-05-25 2011-01-20 Commonwealth Scientific & Industrial Research Organisation Process for recovering metals from resins

Also Published As

Publication number Publication date
WO2012174349A2 (en) 2012-12-20
SA112330615B1 (ar) 2015-09-03
BR112013032149A2 (pt) 2017-12-05
AU2012271499B2 (en) 2016-06-09
EP3305922A1 (en) 2018-04-11
AU2012271499A1 (en) 2014-02-06
WO2012174349A3 (en) 2014-05-08
EP2721185A2 (en) 2014-04-23
CL2013003580A1 (es) 2014-07-18
EP2721185B1 (en) 2017-10-04
PE20141241A1 (es) 2014-09-29
JP2014522908A (ja) 2014-09-08
CA2838901A1 (en) 2012-12-20
MX343186B (es) 2016-10-27
EP2721185A4 (en) 2015-06-17
JP2017160543A (ja) 2017-09-14
DOP2013000303A (es) 2014-03-31
JP6382717B2 (ja) 2018-08-29
ZA201400294B (en) 2022-03-30
AR086933A1 (es) 2014-01-29
CO6930347A2 (es) 2014-04-28
US9051625B2 (en) 2015-06-09
CA2838901C (en) 2017-09-19
MX2013014672A (es) 2014-03-27
EA201400021A1 (ru) 2014-08-29
US20130091990A1 (en) 2013-04-18

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA028221B1 (ru) Способ извлечения драгоценных металлов и меди из растворов для выщелачивания
Aylmore Alternative lixiviants to cyanide for leaching gold ores
Fleming et al. Recent advances in the development of an alternative to the cyanidation process: Thiosulfate leaching and resin in pulp
Aylmore Thiosulfate as an alternative lixiviant to cyanide for gold ores
US8623115B2 (en) Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials
JP5840761B2 (ja) 活性炭に吸着された金の回収方法及びそれを用いた金の製造方法
CN103304052A (zh) 一种含有高浓度铜、铁离子的提金氰化废水处理方法
AU2007266303B2 (en) Process for recovering metals from resins
Azizitorghabeh et al. Selective gold recovery from pregnant thiocyanate leach solution using ion exchange resins
Kenzhaliyev et al. Sorption extraction of noble and non-ferrous metals from process leaching solutions
Dong et al. Gold recovery from pregnant thiosulfate solution by ion exchange resin: Synergistic desorption behaviors and mechanisms
US20030200839A1 (en) Recovery of precious metals and copper from copper/gold ores using resin technology
Kenzhaliyev et al. Investigation into the use of electrochemical extraction to draw gold from refractory ores
JP7359874B2 (ja) チオスルファート浸出液からの貴金属の回収方法
WO1999050465A1 (en) Recovery of precious metals and copper from copper/gold ores using resin technology
Deng Recovery of Gold and Copper from Alkaline Cyanide-Starved Glycine Solutions Using Sulfide Precipitation and Ion-Exchange
AU765902B2 (en) Recovery of precious metals and copper from copper/gold ores using resin technology
Marshall Synthesis and characterisation of aurothiosulfate-selective magnetic ion exchange resins