EA035708B1 - Способ предварительной обработки золотосодержащих оксидных руд - Google Patents

Способ предварительной обработки золотосодержащих оксидных руд Download PDF

Info

Publication number
EA035708B1
EA035708B1 EA201501141A EA201501141A EA035708B1 EA 035708 B1 EA035708 B1 EA 035708B1 EA 201501141 A EA201501141 A EA 201501141A EA 201501141 A EA201501141 A EA 201501141A EA 035708 B1 EA035708 B1 EA 035708B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
pulp
coal
gold
thiosulfate
oxygen
Prior art date
Application number
EA201501141A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201501141A1 (ru
Inventor
Йеонук Чой
Ахмад Чахреманинежад Гхарелар
Original Assignee
Баррик Голд 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 Голд Корпорейшн filed Critical Баррик Голд Корпорейшн
Publication of EA201501141A1 publication Critical patent/EA201501141A1/ru
Publication of EA035708B1 publication Critical patent/EA035708B1/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
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • 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
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

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

Abstract

Изобретение относится к предварительной обработке оксидных руд, содержащих драгоценный металл, перед выщелачиванием драгоценного металла тиосульфатом. Способ содержит перемешивание оксидной руды в насыщенной кислородом воде и в присутствии углеродного материала (например, активированного угля или другого вида угля). Углеродный материал может быть отделен от пульпы руды, после чего золото выщелачивают с помощью тиосульфатного выщелачивающего реагента.

Description

Область техники
Изобретение, в целом, относится к извлечению драгоценного металла из материалов, содержащих драгоценный металл, и, в частности, к извлечению золота из золотосодержащих материалов.
Уровень техники
Десятилетиями основным способом извлечения золота был традиционный процесс цианирования/сорбции на уголь. Хотя цианирование эффективно для выщелачивания золота из некоторых карбонатных или комплексных руд, использование цианида в процессе выщелачивания золота связано с серьезными экологическими проблемами. Одним из лучших альтернативных выщелачивающих реагентов для эффективного выщелачивания золота является тиосульфат. Пример процесса тиосульфатного выщелачивания для материалов, содержащих драгоценный металл, представлен в US 7544232.
Некоторые оксидные руды могут быть упорными в силу своей природы. В тиосульфатной системе выщелачивания из них не выщелачивается достаточное количество золота, и они выщелачиваются не так эффективно, как с помощью цианида. Тиосульфатное извлечение золота из некоторых оксидных руд может быть минимальным. Так как оксидные руды не содержат сульфидов (или содержат их в очень малом количестве), их упорность невозможно уменьшить таким же образом, как для сульфидных руд (например, посредством обжига, биологического окисления или окисления под давлением).
Имеется необходимость в способе тиосульфатного выщелачивания, решающем проблему упорности некоторых оксидных руд в тиосульфатной системе выщелачивания.
Сущность изобретения
Эти и другие потребности рассматриваются в различных аспектах, вариантах и конфигурациях настоящего изобретения. Изобретение в основном относится к предварительной обработке содержащих драгоценный металл материалов перед тиосульфатным выщелачиванием драгоценного металла.
Способ предварительной обработки может включать стадии:
(a) контактирование материала, содержащего драгоценный металл, с углем и окислителем (например, с содержащим молекулярный кислород газом) для получения предварительно обработанной пульпы;
(b) факультативное удаление угля из предварительно обработанной пульпы для получения обедненной углем пульпы (например, содержащей значительно меньше угля, чем предварительно обработанная пульпа); и (c) контактирование предварительно обработанной пульпы или обедненной углем пульпы с тиосульфатом для выщелачивания драгоценного металла из предварительно обработанного материала, содержащего драгоценный металл.
Драгоценным металлом может быть, например, золото.
Наличие или отсутствие удаления угля зависит от размера частиц применяемого угля. Если используют крупноизмельченный уголь, то его обычно удаляют перед тиосульфатным выщелачиванием. Если используют мелкоизмельченный уголь, то его обычно не удаляют перед тиосульфатным выщелачиванием.
Мелкоизмельченный уголь можно добавлять к материалу, содержащему драгоценный металл, либо отдельно после измельчения материала, либо до и/или во время измельчения. В последнем случае частицы угля могут быть крупными, но их измельчают до получения распределения мелких частиц угля по размерам, сходного с распределением частиц измельченного материала, содержащего драгоценный металл.
Перед выщелачиванием на стадии (c) материал, содержащий драгоценный металл, может, по существу, не контактировать с тиосульфатом. Другими словами, суспендированный материал, содержащий драгоценный металл, перед стадией (a) и во время нее обычно содержит тиосульфат в концентрации менее 0,005М, чаще не более примерно 0,0025М, а чаще всего не более примерно 0,001М. В некоторых вариантах применения тиосульфат или другой выщелачивающий реагент не контактируют с материалом, содержащим драгоценный металл, до или во время предварительной обработки на стадии (a).
Материал, содержащий драгоценный металл, может быть пригодным для цианидного выщелачивания (и, следовательно, не является упорным по отношению к цианиду), но не для тиосульфатного выщелачивания (т.е. материал является упорным по отношению к тиосульфату материалом, содержащим драгоценный металл). Другими словами, выщелачивание драгоценных металлов из материала, содержащего драгоценный металл, цианидом может быть более эффективным, чем выщелачивание драгоценного металла тиосульфатом.
Даже если использование либо цианида, либо тиосульфата в качестве выщелачивающего реагента приводит к одинаковому извлечению драгоценного металла в результате выщелачивания материала, содержащего драгоценный металл, процесс предварительной обработки может дополнительно увеличить
- 1 035708 извлечение драгоценного металла тиосульфатом. Материал, содержащий драгоценный металл, может быть обогащенным или необогащенным. Как правило, драгоценный металл находится в матрице, которая в основном состоит из одного или нескольких оксидов. В качестве примера, материал, содержащий драгоценный металл, может содержать больше оксидов, чем сульфидов.
Пульпа перед предварительной обработкой и предварительно обработанная пульпа может иметь pH около 3 или выше (а в некоторых случаях около 7 или выше); окислительно-восстановительный потенциал во время предварительной обработки составляет примерно от 100 до 600 мВ (электрод Ag/AgCl); и/или скорость контакта содержащего молекулярный кислород газа с пульпой во время предварительной обработки составляет около 0,10 л О2/л пульпы/мин или выше.
Как правило, весовое отношение материала, содержащего драгоценный металл, к углю составляет примерно от 50:1 до 1:0,01, но количество угля, используемого в каком-либо конкретном случае, может зависеть от размера частиц угля. Весовое отношение материала, содержащего драгоценный металл, к крупному углю обычно составляет примерно от 1:5 до 1:0,01, а чаще примерно от 1:3 до 1:0,5. Весовое отношение материала, содержащего драгоценный металл, к мелкому углю обычно составляет примерно от 1:1 до 50:1, а чаще примерно от 10:1 до 30:1.
Способ предварительной обработки может осуществляться в условиях окружающей среды (комнатной температуры и атмосферного давления) меньше чем за 24 ч. Увеличение температуры процесса может дополнительно улучшить извлечение золота и/или кинетику предварительной обработки.
Уголь обычно удаляют из предварительно обработанной пульпы посредством просеивания, при этом обычно требуется, чтобы около 95% или более, чаще около 98% или более угля оставалось на сите, в то время как около 90% или более, а чаще около 95% или более материала, содержащего драгоценный металл, проходило через сито. Соответствующее средство, среднюю величину, режим и размеры частиц P80 угля и материала, содержащего драгоценный металл, выбирают такими, чтобы получить, по меньшей мере, указанные уровни разделения.
После отделения угля выходящую из процесса предварительной обработки пульпу можно непосредственно направлять на тиосульфатное выщелачивание. Обедненная углем пульпа может контактировать с тиосульфатом, по существу, при отсутствии регулировки pH и/или регулировки плотности пульпы. Например, pH обедненной углем пульпы обычно регулируют в пределах примерно не более 0,1, а плотность пульпы в пределах примерно не более 5%.
Настоящее изобретение может обеспечить ряд преимуществ в зависимости от конкретной конфигурации. Предварительная обработка оксидных руд в насыщенной кислородом воде и в присутствии активированного угля или других углеродных материалов может значительно улучшить извлечение золота посредством тиосульфатного выщелачивания. Способ может осуществляться с низкими производственными затратами и обеспечивать простой способ предварительной обработки оксидных руд для последующего тиосульфатного выщелачивания золота. Истирание, являющееся результатом перемешивания пульпы, обычно является единственной причиной потери угля и может быть минимизировано путем соответствующей разработки смесителей и реакторов. Углеродсодержащий материал можно регенерировать и использовать повторно, снижая тем самым производственные затраты. Единственными расходуемыми реагентами являются недорогой воздух (или более дорогой газообразный кислород), что делает экономические показатели процесса очень привлекательными.
Эти и другие преимущества станут понятны из описания аспектов, вариантов и конфигураций, изложенных в настоящем описании.
В настоящем описании выражения по меньшей мере один, один или несколько и и/или являются неограничивающими выражениями, которые используются как в соединительном, так и разделительном смысле. Например, каждое из выражений по меньшей мере один из A, B и C, по меньшей мере один из A, B или C, один или несколько из A, B и C, один или несколько из A, B или C и A, B и/или C означает только A, только B, только C, A и B одновременно, A и C одновременно, B и C одновременно или A, B и C одновременно. Когда каждый из A, B и C в вышеуказанных выражениях относится к элементу, такому как X, Y и Z, или классу элементов, такому как X1-Xn, Y1-Ym и Z1-Zo, то выражение относится к одному элементу, выбранному из X, Y и Z, к сочетанию элементов, выбранных из одного и того же класса (например, X1 и X2), а также к сочетанию элементов, выбранных из двух или более классов (например, Y1 и Zo).
Элемент, указанный в единственном числе, означает один или несколько таких элементов. По существу, форма единственного числа, термины один или несколько и по меньшей мере один могут использоваться в настоящем описании изобретении взаимозаменяемо. Также следует отметить, что термины содержащий, включающий в себя и имеющий могут использоваться взаимозаменяемо.
Термин активированный уголь относится к форме угля, в котором в результате обработки имеется большое количество мелких пор небольшого объема, которые увеличивают площадь поверхности, доступной для адсорбции или химических реакций. Активированный уголь может быть гранулированным, экструдированным, в виде шариков, импрегнированным и/или покрытым полимером.
Термин уголь включает в себя углеродсодержащий органический материал, например один или несколько материалов из активированного угля (активированного древесного угля или активированного
- 2 035708 каменного угля), угля (например, торфа, лигнита, полубитуминозного угля, битуминозного угля, паровичного угля, антрацита и графита), бурого угля, кокса, плотного угля, полученного из скорлупы кокосовых орехов, или элементарного углерода, термообработанной смолы, а также их смесей.
Используемый в настоящем описании термин средство должен истолковываться в самом широком смысле согласно параграфу 6 отдела 112 раздела 35 Свода законов США. Соответственно этому пункт формулы изобретения, содержащий термин средство, должен охватывать все конструкции, материалы или действия, изложенные в настоящем описании, а также все их эквиваленты. Кроме того, конструкции, материалы или действия и их эквиваленты должны включать в себя все те, которые описаны в разделах Сущность изобретения, Перечень чертежей, Подробное описание изобретения, в реферате и в самой формуле изобретения.
Термин драгоценный металл относится к золоту и серебру.
Упорный по отношению к тиосульфату материал, содержащий драгоценный металл, является материалом, в котором по меньшей мере часть материала, содержащего драгоценный металл, по своей природе является устойчивой к извлечению металла посредством тиосульфатного выщелачивания. Извлечение металла из упорных по отношению к тиосульфату руд можно увеличить путем предварительной обработки перед тиосульфатным выщелачиванием или путем применения цианидного выщелачивания.
Если не указано иное, все количества компонента или состава относятся к активной части этого компонента или состава без учета примесей, таких как остаточные растворители или побочные продукты, которые могут присутствовать в коммерчески доступных источниках таких компонентов или составов.
Если не указано иное, все процентные содержания и соотношения вычисляются по отношению к общей массе состава.
Должно быть понятно, что каждое максимальное количественное ограничение, указанное в настоящем описании, считается включающим в себя все без исключения меньшие количественные ограничения в качестве альтернатив, как если бы такие меньшие количественные ограничения были явно указаны в описании. Каждое минимальное количественное ограничение, указанное в настоящем описании, считается включающим в себя все без исключения большие количественные ограничения в качестве альтернатив, как если бы такие большие количественные ограничения были явно указаны в описании. Каждый числовой диапазон, указанный в настоящем описании, считается включающим в себя все без исключения более узкие числовые диапазоны, которые находятся в пределах такого более широкого числового диапазона, как если бы такие более узкие числовые диапазоны были явно указаны в настоящем описании. В качестве примера выражение примерно от 2 до 4 включает в себя целое число и/или диапазоны целых чисел примерно от 2 до 3, примерно от 3 до 4, а также каждый возможный диапазон действительных чисел (например, иррациональных и/или рациональных), такой как примерно от 2,1 до 4,9, примерно от 2,1 до 3,4 и т.д.
Вышеизложенное является упрощенным кратким изложением изобретения для обеспечения понимания его некоторых аспектов. Это краткое изложение не является ни всесторонним, ни исчерпывающим обзором изобретения и его различных аспектов, вариантов и конфигураций. Оно предназначено не для определения ключевых или важных элементов изобретения или для установления объема изобретения, а для представления некоторых идей изобретения в упрощенной форме в качестве введения к более подробному описанию, представленному ниже. Как будет понятно, в других аспектах, вариантах и конфигурациях изобретения могут использоваться, самостоятельно или в сочетании, один или несколько признаков, изложенных выше или подробно описанных ниже. Также, хотя изобретение изложено на примере вариантов осуществления, должно быть понятно, что отдельные аспекты изобретения могут быть заявлены отдельно.
Прилагаемый чертеж включен в описание и является его частью с целью иллюстрации некоторых примеров настоящего изобретения. Данный чертеж вместе с описанием поясняет принципы изобретения. Чертеж просто иллюстрирует предпочтительные и альтернативные примеры того, как может осуществляться и использоваться изобретение, и не должен толковаться как ограничивающий изобретение только проиллюстрированными и описанными примерами. Дополнительные признаки и преимущества будут понятны из последующего более подробного описания различных аспектов, вариантов и конфигураций изобретения, проиллюстрированных с помощью чертежа, представленного ниже.
На чертеже представлена схема технологического процесса согласно варианту настоящего изобретения.
Подробное описание изобретения
Обзор.
В настоящем изобретении предложен способ предварительной обработки материалов, содержащих драгоценный металл. Этот способ может осуществляться перед тиосульфатным выщелачиванием и увеличивать общее извлечение драгоценного металла из упорных по отношению к тиосульфату материалов, содержащих драгоценный металл. Предварительную обработку осуществляют посредством перемешивания пульпы, составленной из материала, содержащего драгоценный металл, воды, углеродного материала и растворенного молекулярного кислорода (в качестве окисляющего реагента), в течение заданно- 3 035708 го времени.
Материалом, содержащим драгоценный металл, может быть оксидная руда, концентрат, хвосты, остаток от выщелачивания, огарок и другие оксидные материалы, содержащие драгоценный металл. Типичные оксидные руды и концентраты, содержащие драгоценный металл, могут содержать силикаты, фосфаты, оксиды железа и гидроксиды, а также относительно небольшие количества остаточных сульфидов.
В способе предварительной обработки материал, содержащий драгоценный металл, смешивают в смесительном баке, чане или другом подходящем реакторе с углеродным материалом, таким как активированный уголь, и водой для получения пульпы. Контактирование с молекулярным кислородом обычно происходит путем барботажа пульпы. Молекулярный кислород может подводиться с помощью подходящего источника, такого как воздух, обогащенный кислородом воздух или промышленно чистый кислород, при этом предпочтительным является атмосферный воздух. Способ можно осуществлят в любом источнике воды - в сырой воде или относительно чистой технологической воде. Другими подходящими реакторами, такими как пульсационные колонны, могут быть любые реакторы, способные надлежащим образом смешивать уголь, суспендированный материал, содержащий драгоценный металл, и газ.
Соответствующе условия реакции могут обеспечить относительно хорошую кинетику. Способ предварительной обработки проводят обычно при атмосферных давлении и температуре, хотя использование более высокой рабочей температуры (например, обычно около 35°C или выше, а чаще около 50°C или выше) может обеспечить улучшенную кинетику реакции. pH пульпы обычно составляет около 7 или выше, чаще около 8 или выше, а еще чаще около 9 или выше. Окислительно-восстановительный потенциал (ORP) пульпы обычно более чем примерно 100 мВ, чаще более чем примерно 200 мВ и обычно менее чем примерно 750 мВ, а чаще менее чем примерно 500 мВ (электрод Ag/AgCl). Скорость барботирования молекулярного кислорода через пульпу во время предварительной обработки обычно составляет примерно от 0,05 до 5, а чаще примерно от 0,10 до 2,5 л О2/л пульпы/мин. Время пребывания пульпы в смесителе обычно составляет примерно от более чем 1 до 24 ч в зависимости от температуры, концентрации растворенного кислорода в растворе и вида руды. Наконец, условия предварительной обработки, в частности время и температуру процесса предварительной обработки, дозу углеродного материала и скорость добавления кислорода, регулируют для оптимизации извлечения драгоценного металла.
Весовое отношение углеродного материла к материалу, содержащему драгоценный металл, можно изменять в зависимости от характеристик конкретной руды, свойств самого углеродного и требуемого уровня извлечения драгоценного металла. Для крупного угля весовое отношение материала, содержащего драгоценный металл, к углеродному материалу обычно составляет примерно от 1:3 до 1:0,01, а чаще примерноо от 1:3 до 1:0,1. Более обычным весовым отношением материала, содержащего драгоценный металл, к углеродному материалу из крупного угля является примерно 1:0,5. Для мелкого угля весовое отношение материала, содержащего драгоценный металл, к углеродному материалу обычно составляет примерно от 1:1 до 50:1, а чаще примерно от 10:1 до 30:1. Более обычным весовым отношением материала, содержащего драгоценный металл, к углеродному материалу из мелкого угля является примерно 20:1. Углеродный материал, как правило, не расходуется в способе предварительной обработки и может быть регенерирован и использован повторно, что компенсирует истирание угля. Г азообразный кислород обычно является единственным расходуемым реагентом, однако можно применять и любой другой окислитель, в том числе озон и перекисное соединение, такое как перекись водорода.
Способ можно осуществлять периодически или непрерывно, последний вариант предпочтителен.
После завершения предварительной обработки углеродный материал можно подходящим способом отделить от находящегося в предварительно обработанной пульпе материала, содержащего драгоценный металл. Отделение, как правило, осуществляют в случаях использования крупных, а не мелких частиц угля. Отделение крупных частиц угля может осуществляться на основании различий в размере частиц. Для эффективного отделения обычно требуется значительное различие в размерах частиц между крупными частицами углеродного материала и более мелкими частицами материала, содержащего драгоценный металл. Независимо от применяемого метода разделения углеродный материал из крупного угля можно неоднократно возвращать в процесс предварительной обработки.
В отличие от процессов с использованием крупных частиц угля в процессах с использованием мелких частиц угля эти частицы, как правило, не отделяют от частиц предварительно обработанного материала, содержащего драгоценный металл. После извлечения драгоценного металла мелкие частицы угля направляют в хвосты направляют в хвосты вместе с материалом, не содержащим драгоценный металл.
Предварительно обработанную пульпу можно затем направлять непосредственно в процесс тиосульфатного выщелачивания. Фильтрация пульпы перед тиосульфатным выщелачиванием обычно не требуется. В зависимости от вида руды предварительно обработанная пульпа обычно имеет pH примерно более 3, чаще примерно более 7, а еще чаще примерно более 8. В некоторых случаях перед контактированием предварительно обработанной пульпы с тиосульфатным выщелачивающим реагентом регулировка pH не требуется, чтобы началось выщелачивание. Как будет понятно, тиосульфатное выщелачивание обычно осуществляют при pH примерно 7,5 и 10.
Способ по настоящему изобретению особенно подходит для предварительной обработки золотосо- 4 035708 держащих оксидных руд и концентратов перед тиосульфатным выщелачиванием для улучшения извлечения золота в процессе тиосульфатного выщелачивания. Непосредственное тиосульфатное выщелачивание некоторых золотосодержащих руд может иметь результатом низкое извлечение золота, а предварительная обработка перед процессом выщелачивания может обеспечить значительное увеличение извлечения золота.
Пример способа предварительной обработки и извлечения драгоценного металла.
На чертеже представлен пример схемы технологического процесса, на которой показаны технологические операции предварительной обработки золотосодержащей оксидной руды перед тиосульфатным выщелачиванием. В данном процессе в целом осуществляют предварительную обработку золотосодержащей руды с использованием углеродного материала (например, активированного угля) в насыщенной кислородом воде, факультативное извлечение углеродного материала после предварительной обработки, а также подачу предварительно обработанной пульпы непосредственно в процесс тиосульфатного выщелачивания. Хотя способ рассматривается в отношении золотосодержащих оксидных руд, он может применяться для любого вида материала, содержащего драгоценный металл.
Как показано на чертеже, материал 100, содержащий драгоценный металл, смешивают на стадии 116 с водой 104 в смесителе (не показан) для получения пульпы, которую подвергают предварительной обработке. Хотя, как правило, регулировка pH не требуется, необходимость регулировки pH зависит от состава материала и соотношения материала, воды и угля в пульпе. pH может увеличиваться во время предварительной обработки. Исходное значение pH может быть кислотным или щелочным в зависимости от применения. Например, исходное значение pH обычно составляет приблизительно от 3 до 9. Обычно наблюдается увеличение pH до конечной величины приблизительно от 7 до 10, чаще от 7 до 9, что позволяет проводить тиосульфатное выщелачивание без (или при отсутствии) регулировки pH перед контактированием тиосульфатного выщелачивающего реагента 132 с предварительно обработанным материалом, содержащим драгоценный металл.
На стадии 116 свежий и/или рециклированный углеродный материал 128 и окислитель 108 (например, молекулярный кислород/воздух или насыщенный кислородом воздух) контактируют с пульпой в смесителе. Различные компоненты пульпы обычно смешиваются в смесителе при температуре окружающей среды и атмосферном давлении в условиях с высоким содержанием кислорода. Окислитель 108 может подводиться с помощью воздуха, насыщенного кислородом воздуха или чистого кислорода, а не прореагировавшая часть газообразного окислителя может выводиться в виде сбросного газа 112. Время пребывания пульпы в смесителе зависит от вида материала и может составлять приблизительно от 1 до 24 ч.
В одной из конфигураций способа углеродный материал перед предварительной обработкой измельчают вместе с материалом, содержащим драгоценный металл. В этом случае гранулометрический состав измельченного материала, содержащего драгоценный металл, может быть, по существу, таким же, как гранулометрический состав измельченного угля.
На факультативной стадии 124 большую часть или весь углеродный материал из крупного угля удаляют (например, отсеивают) из предварительно обработанной пульпы 120 для получения обедненной углеродным материалом пульпы 136. Как указывалось, удаление углеродного материала с крупными частицами угля путем просеивания в ситовом устройстве (не показано) особо эффективно при значительном различии в размерах между крупными частицами углеродного материала и частицами других твердых фаз предварительно обработанной пульпы 120. Как правило, из предварительно обработанной пульпы можно удалять просеиванием 95% или более частиц крупного угля. Отсеянный углеродный материал 128 с крупными частицами можно непосредственно возвращать обратно на стадию 116 предварительной обработки и вводить в смеситель обычно без необходимости дополнительной промывки или обработки. При необходимости или желательности можно осуществлять кислотную или щелочную промывку.
Пульпу 136, обедненную углеродным материалом, или предварительно обработанную пульпу 120, в зависимости от конкретного случая, направляют на стадию 140 извлечения драгоценного металла, на которой пульпа 136 или 120 контактирует с тиосульфатным выщелачивающим реагентом для выщелачивания или растворения большей части драгоценного металла из материала, содержащего драгоценный металл. Растворенные драгоценные металлы можно извлекать известными методами, такими как добавление смолы в продукт выщелачивания, цементация, осаждение, электролиз, адсорбция улем и т.п., для получения продукта 144 в виде драгоценного металла.
Содержание твердых частиц в находящейся в смесителе пульпе (включая материал, содержащий драгоценный металл, и углеродный материал) можно рассчитать таким образом, чтобы получить требуемое содержание твердых частиц в пульпе для тиосульфатного выщелачивания при удалении или неудалении углеродного материала 128. Пульпу 136, обедненную углеродным материалом, можно затем подавать непосредственно на тиосульфатное выщелачивание без необходимости в фильтрации или добавлении воды.
Эксперименты.
Нижеприведенные примеры представлены для иллюстрации некоторых аспектов, вариантов и конфигураций изобретения и не должны истолковываться как ограничения изобретения, изложенного в при- 5 035708 ложенной формуле изобретения. Все доли и процентные содержания являются весовыми, если не указано иное.
Пример 1. Базовое извлечение золота с помощью тиосульфатного и цианидного выщелачивания.
Три различных образца золотосодержащих оксидных руд (P80 составляет 80 мкм) подвергли выщелачиванию с использованием тиосульфата. Выщелачивание осуществляли при pH 8, который регулировался с помощью гидроксида кальция, в течение 24 ч при 50°C с использованием 0,1М раствора тиосульфата кальция, 50 миллионных долей Cu, 0,5-1 л/мин воздуха и 20 мл/л смолы. Предварительная обработка образцов не осуществлялась.
Второй набор образцов подвергли выщелачиванию с использованием процесса цианирования в присутствии угля (уголь в выщелачивании). В табл. 2 обобщены данные о составе руд и результатах извлечения золота посредством тиосульфатного выщелачивания для каждого образца. Извлечение золота из образцов A и B очень низкое, а извлечение золота из образца C составляет приблизительно 71%.
Как показано в табл. 1, руды относительно сходны по своим характеристикам и кроме кислорода и кремния содержат другие вещества.
Таблица 1
Элемент Единицы Образец А Образец В Образец С
Золото г/т 17.86 4.75 7.45
Кальций вес.% 0.279 0.922 8.413
Магний вес.% 0.039 0.043 1.559
Железо вес.% 1.719 0.842 0.965
Общее количество оксидов вес.% >95 >95 >95
Общее количество углерода вес.% <2 <2 <2
В табл. 2 показано извлечение золота посредством тиосульфатного выщелачивания и цианирования.
Таблица 2
Способ выщелачивания золота Образец А % извлечения Образец В % извлечения Образец С % извлечения
Тиосульфатное выщелачивание 22.7 26.4 70.7
Цианидное выщелачивание 92.2 73.4 69.3
Как показано выше, извлечение золота посредством тиосульфата в некоторых случаях значительно ниже, чем достигаемое посредством цианирования.
Пример 2. Влияние предварительной обработки углем на извлечение золота посредством тиосульфатного выщелачивания.
Такие же три образца оксидных руд, как и в примере 1, предварительно обработали активированным углем в насыщенной кислородом воде при атмосферных температуре и давлении в течение 24 ч. Весовое отношение руды к активированному углю составляло 2:1 во всех трех тестах. Общее содержание твердого в пульпе (включая руду и активированный уголь) в процессе предварительной обработки составляло около 45%, в результате чего, после отделения угля, содержание твердого в пульпе руда-вода составляло 35%. Требуемый газообразный кислород подавался посредством барботажа пульпы технически чистым газообразным кислородом со скоростью барботирования 0,5 л О2/л пульпы/мин. Окислительно-восстановительный потенциал (ORP) пульпы во время предварительной обработки был выше, чем около 100 мВ, и ниже, чем около 500 мВ Ag/AgCl. Как будет понятно, применяемый ORP зависит от вида руды и состава пульпы.
Активированный уголь был удален из предварительно обработанной пульпы с помощью просеивания, и пульпу подвергли выщелачиванию с помощью тиосульфата, как описано в примере 1. Результаты извлечения золота в процессе выщелачивания представлены ниже а табл. 3.
Таблица 3
Способ выщелачивания золота Образец А % извлечения Образец В % извлечения Образец С % извлечения
Тиосульфатное выщелачивание 22.7 26.4 70.7
Предварительная обработка углем и тиосульфатное выщелачивание 86.2 71.1 80.2
Цианидное выщелачивание 92.2 73.4 69.3
После использования процесса предварительной обработки с использованием угля для всех трех образцов наблюдалось значительное увеличение извлечения золота посредством тиосульфатного выщелачивания. В образце A не было достигнуто извлечение, наблюдаемое при цианидном выщелачивании. В
- 6 035708 образце B извлечение было сходно с цианидным выщелачиванием. В образце C извлечение было лучше, чем при цианидном выщелачивании.
Пример 3. Предварительная обработка только кислородом.
Те же тесты, что и в примере 2, повторили для тех же руд, однако в процессе предварительной обработки уголь не добавляли (т.е. руду смешивали только с насыщенной кислородом водой). Конечное извлечение золота из образцов было очень похоже на показанное в примере 1. Другими словами, предварительная обработка при отсутствии углеродного материала не оказывает благоприятного воздействия на извлечение золота посредством тиосульфатного выщелачивания.
Пример 4. Продолжительность предварительной обработки.
Образец B примера 2 подвергли предварительной обработке и выщелачиванию с использованием тех же процессов, что и в примере 2, за исключением того, что предварительная обработка осуществлялась в течение 6 ч вместо 24 ч. Уменьшение продолжительности предварительной обработки с 24 до 6 ч уменьшило извлечение золота с 71,1 до 60,7%.
Пример 5. Влияние концентрации кислорода.
Для насыщения кислородом могут использоваться различные кислородсодержащие газы, такие как чистый газообразный кислород, воздух или насыщенный кислородом воздух. Образец руды A обработали таким же способом, как описано в примере 2, за исключением того, что кислород подавался в виде (i) чистого газообразного кислорода и (ii) воздуха. После предварительной обработки осуществили тиосульфатное выщелачивание, как описано в примере 1. Извлечение золота составляло 86,2%, если предварительную обработку осуществляли с использованием кислорода, и 81,4%, если ее осуществляли с использованием воздуха.
Пример 6. Влияние температуры предварительной обработки.
Два образца золотосодержащей оксидной руды (>95% оксидов, <1% Fe, <2% углерода и 18.5 миллионных долей Au) предварительно обработали с использованием активированного угля в насыщенной кислородом воде при атмосферном давлении в течение 24 ч. Весовое отношение руды к активированному углю составляло 2:1 во всех трех тестах. Общее содержание твердого в пульпе (включая руду и активированный уголь) в процессе предварительной обработки составляло около 45%, в результате чего после отделения угля содержание твердого в пульпе руда-вода составляло 35%. Один образец предварительно обработали при 25°C, а другой при 50°C. Извлечение золота после предварительной обработки при 25 и 50°C составляло 80,8 и 82,2% соответственно. Извлечение золота из руды, не подвергнутой предварительной обработке (т.е. прямое тиосульфатное выщелачивание руды), составляло только 44,7%.
Пример 6. Влияние размера частиц угля.
Провели ряд тестов на одном и том же образце руды. Результатом базового теста, в котором использовался стандартный способ цианирования в присутствии угля (CIL - уголь в выщелачивании), было извлечение золота 90,1%. Результатом выщелачивания той же руды с использованием тиосульфатного раствора (0,1М раствор тиосульфата кальция, 50 миллионных долей Cu, 0,5-1 л/мин воздуха и 20 см3/л смолы, pH регулировали с помощью гидроксида кальция) после 24 ч выщелачивания было извлечение золота 57,4%.
В тестах с третьего по шестой образец предварительно обработали в 1 л воды в течение 6 ч в присутствии крупноизмельченного активированного угля и/или мелкоизмельченного активированного угля. Перед тиосульфатным выщелачиванием крупноизмельченный активированный уголь отделили от руды, тогда как мелкоизмельченный уголь оставался с рудой во время выщелачивания. Все режимы добавления угля увеличивают тиосульфатное извлечение золота по сравнению с базовым уровнем 57,4%. Наибольшее увеличение извлечения золота происходит при предварительной обработке руды крупноизмельченным активированным углем при соотношении руды и угля 2:1 (82,9%). Высокое извлечение золота (81,8%) также имеет место при предварительной обработке образца мелкоизмельченным углем при соотношении руды и угля 20:1. Это говорит о том, что при добавлении мелкоизмельченного угля, для увеличения извлечения золота требуется меньшее количество угля. Мелкоизмельченный уголь может добавляться отдельно или измельчаться вместе с рудой.
Таблица 4
Тест № Описание теста % извлечения золота
1 CIL-цианидное выщелачивание 90.1
2 Тиосульфатное выщелачивание 57.4
3 Предварительная обработка 150 г руды с использованием 75 г крупноизмельченного активированного угля с 82.9
- 7 035708
последующим тиосульфатным выщелачиванием
4 Предварительная обработка 150 г руды с использованием 1,5 г мелкоизмельченного активированного угля с последующим тиосульфатным выщелачиванием 75.6
5 Предварительная обработка 150 г руды с использованием 7,5 г мелкоизмельченного активированного угля с последующим тиосульфатным выщелачиванием 81.8
6 Предварительная обработка 150 г руды с использованием 15 г мелкоизмельченного активированного угля с последующим тиосульфатным выщелачиванием 79.0
Может использоваться множество вариантов и модификаций настоящего изобретения. Возможно использование некоторых признаков изобретения без использования других.
Например, может использоваться мелкий уголь, хотя крупный уголь является предпочтительным, чтобы избежать необходимости постоянно добавлять уголь в пульпу и обеспечить возможность рециркуляции угля в непрерывном режиме. При использовании мелкого угля уголь может вводиться не только на стадии предварительной обработки, но также добавляться на стадии измельчения, чтобы в результате совместного измельчения исходного материала, содержащего драгоценный металл, и угля получить комбинированный исходный материал, содержащий драгоценный металл и уголь, для стадии предварительной обработки. Использование мелкого угля таким образом может сократить количество расходуемого угля до менее чем 1 ч. угля на 2 ч. исходного материала, содержащего драгоценный металл. Для осуществления предварительной обработки окислитель может добавляться во время измельчения или после него.
Настоящее изобретение в его различных аспектах, вариантах и конфигурациях включает компоненты, способы, процессы, системы и/или устройства, по существу, показанные и описанные в настоящем изобретении, включая его различные аспекты, варианты, конфигурации, субкомбинации и подгруппы. После ознакомления с настоящим описанием специалистам будет понятно, как осуществлять и использовать различные аспекты, варианты и конфигурации. В настоящем изобретении, в его различных аспектах, вариантах и конфигурациях предложены устройства и процессы, в которых отсутствуют элементы, не показанные и/или не описанные в настоящем изобретении или в его различных аспектах, вариантах и конфигурациях, в том числе отсутствуют такие элементы, которые могли использоваться в существовавших ранее устройствах или процессах, например, для повышения производительности, упрощения и/или уменьшения стоимости реализации.
Вышеизложенное подробное рассмотрение изобретения представлено в целях иллюстрации и описания. Вышеизложенное не предназначено для ограничения изобретения вариантом или вариантами, раскрытыми в настоящем изобретении. В вышеизложенном подробном описании изобретения, например, различные признаки изобретения сгруппированы вместе в одном или более аспектах, вариантах и конфигурациях с целью упрощения описания. Признаки аспектов, вариантов и конфигураций изобретения могут быть скомбинированы в альтернативные аспекты, варианты и конфигурации, отличающиеся от рассмотренных выше. Такой способ описания не должен рассматриваться как указывающий на то, что заявленное изобретение требует большего количества признаков, чем те, которые прямо изложены в каждом пункте формулы изобретения. Наоборот, как отражено в нижеизложенной формуле изобретения, аспекты изобретения характеризуются меньшим количеством признаков, чем все признаки отдельных раскрытых выше аспектов, вариантов и конфигураций. Таким образом, нижеизложенная формула в результате включена в настоящее подробное описание, при этом каждый пункт формулы изобретения сам по себе является отдельным предпочтительным вариантом изобретения.
Кроме того, хотя описание изобретения включает описание одного или более аспектов, вариантов или конфигураций, а также некоторых разновидностей и модификаций, другие вариации, комбинации и модификации также входят в объем изобретения, например те, которые, после ознакомления с настоящим изобретением, могут находиться в пределах навыков и знаний специалистов. Предполагается получение прав, которые в допустимых пределах распространяются на альтернативные аспекты, варианты и конфигурации, включая альтернативные, равнозначные и/или эквивалентные заявленным структуры, функции, диапазоны или стадии, не зависимо от того, были ли такие альтернативные, равнозначные и/или эквивалентные структуры, функции, диапазоны или стадии раскрыты в настоящем изобретении, и не предполагается публичное раскрытие какого-либо патентоспособного объекта.

Claims (18)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ обработки золотосодержащего материала, включающий контактирование пульпы, содержащей упорный по отношению к тиосульфату золотосодержащий материал, с углем и кислородом для получения предварительно обработанной пульпы и контактирование предварительно обработанной пульпы с тиосульфатом для выщелачивания золота из предварительно обработанного золотосодержащего материала.
    - 8 035708
  2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что контактирование пульпы, содержащей упорный по отношению к тиосульфату золотосодержащий материал, с углем и кислородом для получения предварительно обработанной пульпы проводят, по существу, в отсутствие контактирования золотосодержащего материала с тиосульфатом.
  3. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что золотосодержащий материал содержит больше оксидов, чем сульфидов, и является оксидной рудой, которая пригодна для извлечения золота путем цианирования.
  4. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед предварительной обработкой посредством контактирования пульпы, содержащей упорный по отношению к тиосульфату золотосодержащий материал, с углем и кислородом пульпа имеет исходное значение pH как минимум около 3, предварительно обработанная пульпа имеет pH примерно от 7 до 10, окислительно-восстановительный потенциал во время контактирования пульпы с углем и кислородом составляет примерно от 100 до 750 мВ (электрод Ag/AgCl), скорость контакта кислорода с пульпой во время контактирования составляет по меньшей мере 0,10 л О2/л пульпы/мин, а весовое отношение золотосодержащего материала к углю составляет от 50:1 до 1:0,01.
  5. 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что он дополнительно включает удаление по меньшей мере 95% угля из предварительно обработанной пульпы путем просеивания.
  6. 6. Способ по п.1, отличающийся тем, что pH предварительно обработанной пульпы регулируют в пределах примерно не более 0,1, а плотность пульпы регулируют в пределах примерно не более 5%.
  7. 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что пульпа, содержащая упорный по отношению к тиосульфату материал, контактирует с углем перед контактированием с кислородом, причем упорный по отношению к тиосульфату золотосодержащий материал предварительно измельчают совместно с углем.
  8. 8. Способ обработки золотосодержащего материала, включающий контактирование пульпы, содержащей золотосодержащий материал, с углем и кислородом для получения предварительно обработанной пульпы, содержащей предварительно обработанный золотосодержащий материал;
    удаление угля из предварительно обработанной пульпы для получения обедненной углем пульпы и контактирование обедненной углем пульпы с тиосульфатом для выщелачивания золота из предварительно обработанного золотосодержащего материала.
  9. 9. Способ по п.8, отличающийся тем, что контактирование пульпы, содержащей золотосодержащий материал, с углем и кислородом для получения предварительно обработанной пульпы проводят в отсутствие контактирования золотосодержащего материала с тиосульфатом.
  10. 10. Способ по п.8, отличающийся тем, что золотосодержащий материал содержит больше оксидов, чем сульфидов, и является оксидной рудой, которая пригодна для извлечения золота путем цианирования и является упорной по отношению к тиосульфату.
  11. 11. Способ по п.8, отличающийся тем, что перед предварительной обработкой посредством контактирования пульпы, содержащей золотосодержащий материал, с углем и кислородом пульпа имеет pH как минимум около 3, во время контактирования с углем и кислородом пульпа имеет pH от 7 до 10, во время контактирования пульпы с углем и кислородом окислительно-восстановительный потенциал пульпы составляет от 100 до 750 мВ (электрод Ag/AgCl), скорость контакта кислорода с пульпой во время контактирования золотосодержащего материала с углем и кислородом составляет как минимум 0,10 л О2/л пульпы/мин, а весовое отношение золотосодержащего материала к углю составляет примерно от 50:1 до 1:0,01.
  12. 12. Способ по п.8, отличающийся тем, что из предварительно обработанной пульпы удаляют по меньшей мере около 95% угля путем просеивания.
  13. 13. Способ по п.8, отличающийся тем, что pH предварительно обработанной пульпы регулируют в пределах примерно не более 0,1, а плотность пульпы регулируют в пределах примерно не более 5%.
  14. 14. Способ по п.9, отличающийся тем, что на стадии контактирования пульпы с углем и кислородом предварительно обработанная пульпа содержит тиосульфат в концентрации не более чем около 0,0025М.
  15. 15. Способ по п.8, отличающийся тем, что пульпа, содержащая золотосодержащий материал, контактирует с углем перед контактом с кислородом, причем золотосодержащий материал предварительно измельчают совместно с углем.
  16. 16. Способ обработки золотосодержащего материала, включающий контактирование пульпы, содержащей золотосодержащий материал, с углем и кислородом в отсутствие тиосульфата для получения предварительно обработанной пульпы;
    удаление угля из предварительно обработанной пульпы для получения обедненной углем пульпы и контактирование обедненной углем пульпы с тиосульфатом для выщелачивания золота из предварительно обработанного золотосодержащего материала, причем золотосодержащий материал содержит больше оксидов, чем сульфидов;
    золотосодержащий материал является оксидной рудой, которая пригодна для извлечения золота путем цианирования и является упорной по отношению к тиосульфату;
    перед предварительной обработкой пульпы посредством её контактирования с углем и кислородом
    - 9 035708 пульпа имеет pH как минимум 3;
    во время контактирования пульпы с углем и кислородом пульпа имеет pH примерно от 7 до 10;
    во время контактирования пульпы с углем и кислородом окислительно-восстановительный потенциал пульпы составляет примерно от 100 до 750 мВ (электрод Ag/AgCl);
    скорость контакта кислорода с пульпой во время её контактирования с углем и кислородом составляет как минимум около 0,10 л О2/л пульпы/мин; а весовое отношение золотосодержащего материала к углю составляет примерно от 1:3 до 1:0,01.
  17. 17. Способ по п.16, отличающийся тем, что pH обедненной углем пульпы регулируют в пределах примерно не более 0,1, а плотность пульпы регулируют в пределах примерно не более 5%.
  18. 18. Способ по п.17, отличающийся тем, что на стадии контактирования пульпы с углем и кислородом предварительно обработанная пульпа содержит тиосульфат в концентрации не более чем 0,0025М.
EA201501141A 2013-05-29 2014-05-28 Способ предварительной обработки золотосодержащих оксидных руд EA035708B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US201361828558P 2013-05-29 2013-05-29
PCT/IB2014/001378 WO2014191832A1 (en) 2013-05-29 2014-05-28 Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201501141A1 EA201501141A1 (ru) 2016-06-30
EA035708B1 true EA035708B1 (ru) 2020-07-29

Family

ID=51985323

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201501141A EA035708B1 (ru) 2013-05-29 2014-05-28 Способ предварительной обработки золотосодержащих оксидных руд

Country Status (15)

Country Link
US (3) US10161016B2 (ru)
EP (1) EP3004407B1 (ru)
JP (3) JP6606646B2 (ru)
AR (1) AR096488A1 (ru)
AU (1) AU2014272803B2 (ru)
BR (1) BR112015029585B1 (ru)
CA (1) CA2915269C (ru)
CL (1) CL2015003410A1 (ru)
DO (1) DOP2015000280A (ru)
EA (1) EA035708B1 (ru)
MX (1) MX2015015980A (ru)
PE (2) PE20160459A1 (ru)
TR (1) TR201816294T4 (ru)
WO (1) WO2014191832A1 (ru)
ZA (1) ZA201508697B (ru)

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EA032225B1 (ru) 2010-12-07 2019-04-30 Баррик Гольд Корпорейшн Прямоточные и противоточные процессы ионного обмена в выщелачивателе в способах выщелачивания золота
US10161016B2 (en) * 2013-05-29 2018-12-25 Barrick Gold Corporation Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores
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
JP7558512B2 (ja) 2020-02-25 2024-10-01 国立大学法人九州大学 金鉱石の前処理方法および金回収方法
CN114577977B (zh) * 2022-03-30 2023-04-21 山东省地质矿产勘查开发局第六地质大队(山东省第六地质矿产勘查院) 一种含石墨金矿分析方法及其样品焙烧效果分析设备

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2001042519A1 (en) * 1999-12-09 2001-06-14 Geo2 Limited Recovery of precious metals

Family Cites Families (148)

* 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
US3454503A (en) 1967-07-19 1969-07-08 Shell Oil Co Process for regenerating cation exchange resins
US3644087A (en) 1970-02-09 1972-02-22 Universal Oil Prod Co Process for scrubbing sulfur dioxide from a gas stream
GB1423342A (en) 1971-12-09 1976-02-04 Iws Nominee Co Ltd Polymeric compounds and process for their preparation
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
US3833351A (en) 1973-02-15 1974-09-03 Univ Eng Inc Continuous preparation of pure metals by hydrogen reduction
GB1497534A (en) 1973-12-13 1978-01-12 Matthey Rustenburg Refines Refining of metals
FR2271304B1 (ru) * 1974-05-15 1976-12-24 Penarroya Miniere Metallurg
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
JPS5930479B2 (ja) 1976-11-09 1984-07-27 富士写真フイルム株式会社 チオバチルス属硫黄細菌を用いる写真処理廃液の浄化方法および写真処理廃液からの銀の回収方法
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
CA1139569A (en) 1979-04-13 1983-01-18 Harold J. Heinen Leaching gold - silver ores
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
US4528166A (en) 1983-05-05 1985-07-09 Sentrachem Limited Recovery of gold and/or silver from cyanide leach liquors on activated carbon
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
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
CA1234991A (en) 1984-09-27 1988-04-12 Donald R. Weir Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore
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
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
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
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
GB2181452B (en) 1985-09-10 1989-06-07 Dean Butler 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
US4758413A (en) 1986-11-17 1988-07-19 The Dow Chemical Company Reactive resins useful for precious metal recovery
US4765827A (en) 1987-01-20 1988-08-23 Ensci, Inc. Metal value recovery
US4801329A (en) 1987-03-12 1989-01-31 Ensci Incorporated Metal value recovery from carbonaceous ores
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
US5385668A (en) 1991-06-27 1995-01-31 Bateman Project Holdings Limited Apparatus for separating particulate material from a liquid medium
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
US5344479A (en) * 1992-03-13 1994-09-06 Sherritt Gordon Limited Upgrading copper sulphide residues containing nickel and arsenic
US5340380A (en) 1992-03-18 1994-08-23 Henkel Corporation Recovery of precious metal
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
DE69415566T2 (de) * 1993-02-23 1999-07-15 Boc Gases Australia Ltd., Chatswood, Neu Sued Wales Verfahren zur Herstellung von synthetischem Rutil
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
US5536297A (en) * 1995-02-10 1996-07-16 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation and thiosulfate leaching
US5837210A (en) 1995-04-18 1998-11-17 Newmont Gold Company Method for processing gold-bearing sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
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
AU727691B2 (en) 1996-06-26 2000-12-21 Cognis Ip Management Gmbh Process for the recovery of precious metal values from aqueous ammoniacal thiosulfate leach solutions
US6197214B1 (en) 1996-06-26 2001-03-06 Henkel Corporation Ammonium thiosulfate complex of gold or silver and an amine
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
AU748320B2 (en) 1997-06-09 2002-05-30 Hw Process Technologies, Inc. Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions
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
AUPO900097A0 (en) 1997-09-05 1997-10-02 Arton (No 001) Pty Ltd Process
CA2307500C (en) 1997-10-30 2010-01-12 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
PL204816B1 (pl) 1998-05-08 2010-02-26 Shell Oil Co Sposób regeneracji metali z katalizatorów
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
US6350420B1 (en) 1999-10-15 2002-02-26 Bhp Minerals International, Inc. Resin-in-pulp method for recovery of nickel and cobalt
NL1013590C2 (nl) 1999-11-17 2001-05-18 Paques Biosystems B V Werkwijze voor de selectieve verwijdering van metalen uit geconcentreerde metaalhoudende stromen.
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
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
US6660059B2 (en) 2000-05-19 2003-12-09 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
AU2001293306B2 (en) 2000-09-29 2006-08-10 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
NO316020B1 (no) 2001-10-10 2003-12-01 Elkem Materials Anordning for kontinuerlig slaggbehandling av silisium
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
JP2004018939A (ja) 2002-06-17 2004-01-22 Konica Minolta Holdings Inc 酸化金属膜の作製方法、金属酸化物及び反射防止膜
AUPS334402A0 (en) 2002-07-02 2002-07-25 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Process for recovering precious metals
CA2424714C (en) 2002-11-15 2011-03-08 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
CA2412352A1 (en) 2002-11-18 2004-05-18 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
CA2525274A1 (en) 2003-05-09 2004-11-18 Clean Teq Pty Ltd Method and apparatus for desorbing material
AU2003904385A0 (en) 2003-08-18 2003-08-28 Murdoch University Improved Thiosulphate Leach Process
JP3741117B2 (ja) 2003-09-26 2006-02-01 住友金属鉱山株式会社 白金族元素の相互分離方法
RU2268316C1 (ru) 2005-01-24 2006-01-20 Общество с ограниченной ответственностью "Геохим" Способ сорбционного выщелачивания металлов с сокращенной реагентной обработкой
US7572317B2 (en) * 2005-11-10 2009-08-11 Barrick Gold Corporation Thiosulfate generation in situ in precious metal recovery
CN101421426B (zh) 2006-03-03 2015-05-27 鑫亚国际有限公司 一种从含金矿物中提取金的方法
US20110011216A1 (en) 2006-05-25 2011-01-20 Commonwealth Scientific & Industrial Research Organisation Process for recovering metals from resins
US8349051B2 (en) 2006-09-21 2013-01-08 Clean Teq Pty Ltd Ion exchange resin and a process for the use thereof
US7901484B2 (en) 2007-08-28 2011-03-08 Vale Inco Limited Resin-in-leach process to recover nickel and/or cobalt in ore leaching pulps
US8262770B2 (en) * 2007-09-18 2012-09-11 Barrick Gold Corporation Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes
EP2245200A1 (en) * 2008-01-17 2010-11-03 Freeport-McMoran Corporation Method and apparatus for electrowinning copper using an atmospheric leach with ferrous/ferric anode reaction electrowinning
WO2009108993A1 (en) 2008-03-03 2009-09-11 Fenix Hydromet Australasia Pty Ltd Process for metal seperation using resin-in-pulp or resin-in-solution processes
EA032225B1 (ru) 2010-12-07 2019-04-30 Баррик Гольд Корпорейшн Прямоточные и противоточные процессы ионного обмена в выщелачивателе в способах выщелачивания золота
JP5554285B2 (ja) 2011-03-30 2014-07-23 Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 金の浸出方法
BE1019988A3 (fr) 2011-05-24 2013-03-05 Agc Glass Europe Substrat verrier transparent portant un revetement de couches successives.
AR086933A1 (es) 2011-06-15 2014-01-29 Barrick Gold Corp Metodo para recuperar metales preciosos y cobre de soluciones de lixiviado
AU2013200947B2 (en) 2012-03-01 2013-12-12 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method of recovering gold absorbed on activated carbon and method of manufacturing gold using the same
US10161016B2 (en) 2013-05-29 2018-12-25 Barrick Gold Corporation Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores
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

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2001042519A1 (en) * 1999-12-09 2001-06-14 Geo2 Limited Recovery of precious metals

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Feng D. et al., The role of oxygen in thiosulphate leaching of gold. Hydrometallurgy, Volume 85, Issues 2-4, March 2007, Pages 193-202 *

Also Published As

Publication number Publication date
US20180030572A1 (en) 2018-02-01
CA2915269A1 (en) 2014-12-04
EP3004407A1 (en) 2016-04-13
AR096488A1 (es) 2016-01-13
JP6606646B2 (ja) 2019-11-20
EA201501141A1 (ru) 2016-06-30
AU2014272803B2 (en) 2018-04-19
TR201816294T4 (tr) 2018-11-21
EP3004407A4 (en) 2017-03-01
MX2015015980A (es) 2016-04-13
BR112015029585A2 (pt) 2017-07-25
US11401580B2 (en) 2022-08-02
CA2915269C (en) 2019-08-06
EP3004407B1 (en) 2018-08-15
WO2014191832A1 (en) 2014-12-04
PE20160459A1 (es) 2016-05-11
BR112015029585B1 (pt) 2020-09-15
US10161016B2 (en) 2018-12-25
DOP2015000280A (es) 2016-02-29
US10597752B2 (en) 2020-03-24
PE20180438A1 (es) 2018-03-05
AU2014272803A1 (en) 2015-12-03
CL2015003410A1 (es) 2016-08-26
JP2016520163A (ja) 2016-07-11
JP7043454B2 (ja) 2022-03-29
JP2019112726A (ja) 2019-07-11
US20200165702A1 (en) 2020-05-28
ZA201508697B (en) 2022-03-30
US20140356225A1 (en) 2014-12-04
JP2021167469A (ja) 2021-10-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US11401580B2 (en) Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores
Zhang et al. Improved thiourea leaching of gold with additives from calcine by mechanical activation and its mechanism
US4552589A (en) Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation
CN1038519C (zh) 从含碳矿物中回收贵金属的方法
CA2505740C (en) Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
US10077487B2 (en) Method for arsenic oxidation and removal from process and waste solutions
CA2590531A1 (en) Extraction process for metals like gold and platinum including fine grinding, pulping and oxygenating
US12065714B2 (en) Method for carbon-catalysed thiosulfate leaching of gold-bearing materials
US20160032420A1 (en) Methods for treating carbon materials including carbonaceous ores
EA048166B1 (ru) Способ катализируемого углеродом тиосульфатного выщелачивания золотосодержащих материалов
AU2014256429B2 (en) Cyanide-leaching process

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): BY