EP0276215B1 - Procede d'extraction de metaux precieux a partir de concentres de minerai - Google Patents

Procede d'extraction de metaux precieux a partir de concentres de minerai Download PDF

Info

Publication number
EP0276215B1
EP0276215B1 EP86905719A EP86905719A EP0276215B1 EP 0276215 B1 EP0276215 B1 EP 0276215B1 EP 86905719 A EP86905719 A EP 86905719A EP 86905719 A EP86905719 A EP 86905719A EP 0276215 B1 EP0276215 B1 EP 0276215B1
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
gold
silicate
digestion
silver
temperatures
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Expired - Lifetime
Application number
EP86905719A
Other languages
German (de)
English (en)
Other versions
EP0276215A1 (fr
Inventor
Eberhard Gock
Elias Asiam
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Individual
Original Assignee
Individual
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 Individual filed Critical Individual
Priority to AT86905719T priority Critical patent/ATE54675T1/de
Publication of EP0276215A1 publication Critical patent/EP0276215A1/fr
Application granted granted Critical
Publication of EP0276215B1 publication Critical patent/EP0276215B1/fr
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Images

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
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/08—Obtaining noble metals by cyaniding

Definitions

  • the invention relates to a wet chemical process for the extraction of gold and silver by the direct oxidizing, sulfuric acid digestion of carbon-containing, pyrite-free or pyrite-containing ore concentrates, in particular arsenopyrite concentrates (FeAsS2) with a silicate or silicate and pyrite gangue, whereby arsenic and iron are converted almost completely into solution and the noble metals are enriched almost quantitatively together with the carbon of the carbon-containing substances in the silicate residue.
  • AuAsS2 arsenopyrite concentrates
  • gold and silver can be obtained by cyanide leaching with almost no loss of adsorption and subsequent precipitation.
  • the arsenopyrite concentrates generally contain silicates and, depending on the deposit type, pyrites and carbon-containing substances such as e.g. Graphite. Since the subsequent subsequent roasting process for the combustion of the sulfide sulfur in the presence of carbon-containing substances cannot be controlled thermally, attempts are made to produce carbon-free arsenopyrite concentrates by pressing the carbon-containing substances during flotation. This is only partially successful and is eliminated in the case of carbon-containing substances that contain adsorbed precious metals.
  • the roasting of arsenopyrite concentrates takes place in the temperature range between 500 ° and 800 ° C.
  • arsenic and arsenic sulfides must be completely oxidized in the gas phase. This requires a low oxygen pressure and a high S02 partial pressure in the roasting zone. Excessive oxygen partial pressure creates the conditions for the formation of metal arsenates.
  • the gross reaction process of roasting arsenopyrite corresponds to the following equation:
  • the disadvantage of this method is that the silicate gait is largely dissolved, which causes considerable filtration problems during the solid / liquid separation due to gel formation. Furthermore, the essentially amorphous Fe 2 0 3 has a very good dissolving behavior, so that in the subsequent solution of the noble metals with CI 2 gas, high reagent costs can be expected.
  • the object of the invention is to provide a wet-chemical process for the recovery of gold and silver as well as a high gold and high silver content, iron-, arsenic- and carbon-free silicate concentrate from pyrite-free ore concentrates, in particular from arsenopyrite or p yrit inconveniencen ore concentrates, in particular from arsenopyrite, in addition to Silicates can contain carbon-containing substances, which enables an almost quantitative gold and silver yield or the production of a high-gold and high-silver-containing, iron-, arsenic- and carbon-free silicate concentrate under the most economical process conditions and largely avoiding environmental pollution.
  • Claims 1 to 4 contain the solution to this problem.
  • the ore concentrates are subjected to mechano-chemical treatment with predominantly shocking loads with an energy expenditure of 50-500 kWh / t ore concentrate with or without sulfuric acid with a reaction time of 15 minutes to 6 hours and temperature rises of 50 ° -150 ° C in the presence of oxygen with a partial pressure of 0.2-20 bar oxidizing in one step, whereby the arsenic and iron part is almost completely converted into solution, while gold, silver and carbon-containing substances are almost completely in the silicate residue, which at temperatures of 400 ° -1000 ° C is decarbonized, enrich.
  • Gold and silver can be obtained from this decarbonized concentrate in a known manner by cyanide leaching and subsequent precipitation. The cyanide leach can be carried out in 3-10 hours.
  • the carbon-containing fraction of the noble metal-containing residue can be completely decarbonized even at temperatures which are far from the flash points usual for carbon-containing substances, so that precious metal losses due to adsorption are largely excluded in the subsequent cyanide leaching.
  • arsenopyrite concentrates containing noble metals which in addition to silicate and carbon-containing gait contain pyrite as an accompanying mineral, can also be digested in one step in the presence of oxygen if a mechano-chemical pretreatment with predominantly impacting stress is carried out. Pyrite suffers structural changes in the same way as arsenopyrite, which are characterized by a sulfur deficit in the crystal lattice.
  • reaction conditions for the oxidizing digestion of pyrite-containing arsenopyrite concentrates are determined by the reactivity of the pyrite.
  • reaction temperature of 140 ° C known from scientific studies on the complete oxidizing acid pressure decomposition of pyrite
  • a complete decomposition of the pyrite fraction in arsenopyrite concentrates can take place at temperatures of 110 ° C without the addition of sulfuric acid .
  • these silicate residues the leading gold and silver are almost quantitative even under these conditions.
  • a process step that is essential to the invention is the mechano-chemical pretreatment with predominantly impact stress, in which impact stresses in the arsenopyrite concentrates, in addition to the surface enlargement caused by the crushing effect, cause symmetry conversions and unstable intermediate states due to lattice defects and vacancies, the latter being generated as a result of the dissociation of a low sulfur content.
  • Vibratory grinding is particularly suitable as a mechano-chemical pretreatment process for generating structural changes due to its predominantly shocking loads at accelerations up to 15 g and point temperatures greater than 800 ° C.
  • arsenopyrites undergo extensive structural transformation from triclinic to monoclinic symmetry.
  • the accompanying minerals pyrite, quartz and carbon are put into active unstable intermediate states by lattice defects or lattice vacancies.
  • This effect of mechano-chemical structural transformation which is essential to the invention for the dissolving behavior of arsenopyrite concentrates, can be reproducibly demonstrated by X-ray fine structures.
  • Vibrating mills are to be regarded accordingly as physicochemical reactors (Gock, E .: Measures to reduce the energy requirement for vibratory grinding, processing technology, 1979, pp. 343-347).
  • An energy expenditure for vibratory grinding of 100-200 kWh / t ore concentrate has proven to be particularly advantageous in the method according to the invention.
  • the effect of the mechanochemical structural transformation of arsenopyrite concentrates achieved by vibratory grinding depends on the concentration of the mineral components, on the operating conditions of the mill as well as on the duration of the grinding and thus the energy expenditure per ton of concentrate. If a longer digestion time can be represented in terms of process technology, a shorter grinding time is sufficient. With regard to the volume of the digestion reactor, however, it is advantageous to keep the reaction time short. A reaction time of 15-240 minutes has proven to be particularly advantageous.
  • the vibratory grinding is therefore preferably carried out in such a way that the intensity ratios of the X-ray diffraction reflections 1 / lo that are measurable for arsenopyrite or the accompanying minerals quartz and pyrite are less than 0.4.
  • the digestion can contain metal.
  • Arsenopyrite concentrates with any proportions of silicate gait and carbon-containing substances 1 e.g. by low pressure leaching 3 with sulfuric acid at temperatures of 60 ° C-120 ° C, particularly preferably at 60 ° -100 ° C and an oxygen partial pressure of preferably 0.2-10 bar with a reaction time of 15-240 minutes in such a way that the arsenic - And iron content is completely transferred to solution 4 and the precious metals gold and silver accumulate almost quantitatively in the silicate, carbon-containing residue 8 and thus form a noble metal concentrate.
  • the reaction conditions are determined by it.
  • the dissolution is an exothermic reaction, so that the process does not require any heat.
  • the sulfide sulfur from arsenopyrite and pyrite is largely oxidized to sulfate, it is generally not necessary to add sulfuric acid in a cycle.
  • the noble metal concentrate can be e.g. due to the activated state of the carbon-containing substance. Decarbonize by annealing, preferably at 500 ⁇ 600 ° C. This largely prevents loss of precious metals due to adsorption during the subsequent cyanide leaching. Gold and silver can be obtained from the decarbonized concentrate in a known manner by cyanide leaching 10.
  • the reaction time for the almost quantitative extraction of gold and silver from these concentrates is 3 to a maximum of 10 hours.
  • the extraction of gold and silver from the cyanide solutions can e.g. by the CIP process with subsequent precipitation 11 by electrolysis or by zinc metal.
  • the solutions resulting from the digestion of arsenopyrite concentrates contain all of the leading arsenic and iron in the form of Fe3 + and As03- / 4-ions 4.
  • iron and arsenic can precipitate out as difficult-to-dissolve iron arsenate 5, which are fed to a landfill 6 or can be the starting material for the thermal extraction of arsenic.
  • the sulfuric acid released in the process is recirculated 7 into the low-pressure leaching stage 3.
  • the high carbon residue was first dried at 100 ° C and then annealed at 500 ° C for 60 minutes in the presence of atmospheric oxygen. The residue is completely decarbonized. In relation to the task, an enrichment by a factor of 3.4 was found for gold and silver in the silicate residue. Subsequent cyanide leaching of this precious metal concentrate led to a complete extraction of gold and silver after a leaching time of 4 hours; Without decarbonization, precious metal losses of up to 70% occur after the same leaching time.
  • the decarbonization was carried out at 600 ° C. over a period of 10 minutes.
  • the result was a completely decarbonized noble metal concentrate which showed the same favorable leaching behavior in the subsequent cyanide leaching.
  • the noble metal-rich residue was decarbonized in an air stream at 600 ° C. for 15 minutes. An enrichment level of 5.05 was found for gold and silver. The leaching of this precious metal concentrate with NaCN enabled a complete extraction of gold and silver after a reaction time of 5 hours.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Procédé chimique par voie humide permettant l'obtention d'or et d'argent par la désagrégation directe sulfurique oxydante de concentrés d'arsénopyrite (FeAsS2) carbonés avec de la gangue silicatée ou de la gangue silicatée ou pyrtitique, dans lequel de l'arsenic et du fer sont entièrement convertis en solution et les métaux précieux sont enrichis quantitativement dans le résidu silicaté. Après décarbonisation du résidu, il est possible d'obtenir de l'or et de l'argent par lessivage au cyanure sans pertes d'adsorption. Est également décrit un procédé chimique par voie humide pour fabriquer des concentrés à haute teneur en or et en argent.

Claims (13)

1. Procédé d'extraction chimique par voie humide de l'or et de l'argent de concentrés de minerai dépourvus de pyrite, en particulier de concentrés d'arséniopyrite, qui contiennent, outre une gangue de silicate, en particulier des substances contenant du carbone, au moyen d'une cyanuration du résidu dépourvu de carbone de la désagrégation acide et d'une précipitation consécutive des métaux nobles, caractérisé en ce que les concentrés de minerai, après un traitement mécanique et chimique avec une sollicitation principalement par secousses avec une dépense d'énergie de 50 à 500 kWh/t de concentré de minerai, sont soumis à une désagrégation oxydante par l'acide sulfurique en une étape pendant une durée de réaction de 15 minutes à 6 heures à des températures de 50 à 150°C en présence d'oxygène ayant une pression partielle de 0,2 à 20 bar, de sorte que la fraction constituée par l'arsenic et le fer passe presque totalement en solution tandis que l'or, l'argent et les substances contenant du carbone s'accumulent presque totalement dans le résidu de silicate qui est décarburé à des températures de 400 à 1000°C.
2. Procédé d'extraction chimique par voie humide de l'or et de l'argent de concentrés de minerai contenant de la pyrite, en particulier de concentrés d'arséniopyrite, qui contiennent, outre une gangue de silicate, en particulier des substances contenant du carbone, au moyen d'une cyanuration du résidue dépourvu de carbone de la désagrégation acide et d'une précipitation consécutive des métaux nobles, caractérisé en ce que les concentrés de minerai, après un traitement mécanique et chimique avec une sollicitation principalement par secousses avec une dépense d'énergie de 50 à 500 kWh/t de concentré de minerai, sont soumis à une désagrégation oxydante par l'acide sulfurique en une étape pendant une durée de réaction de 15 minutes à 6 heures à des températures de 50 à 150°C présence d'oxygène ayant une pression partielle de 0,2 à 20 bar, de sorte que la fraction constituée par l'arsenic et le fer passe presque totalement en solution tandis que l'or, l'argent et les substances contenant du carbone s'accumulent presque totalement dans le résidu de silicate qui est décarburé à des températures de 400 à 1000°C.
3. Procédé d'extraction chimique par voie humide d'un concentré de silicate à haute teneur en or et en argent dépourvu de fer, d'arsenic et de carbone, de concentrés d'arséniopyrite dépourus de pyrite, qui contiennent, outre une gangue de silicate, en particulier des substances contenant du carbone, caractérisé en ce que les concentrés d'arséniopyrite, après un traitement mécanique et chimique avec une sollicitation principalement par secousses avec une dépense d'énergie de 50 à 500 kWh/t de concentré de minerai, sont soumis à une désagrégation oxydante par l'acide sulfurique en une étape pendant une durée de réaction de 15 minutes à 6 heures à des températures de 50 à 150°C en présence d'oxygène ayant une pression partielle de 0,2 à 20 bar, de sorte que la fraction constituée par l'arsenic et le fer passe presque totalement en solution tandis que l'or, l'argent et les substances contenant du carbone s'accumulent presque totalement dans le résidu de silicate duquel le carbone est retiré par chauffage à des températures de 400 à 1000°C.
4. Procédé d'extraction chimique par voie humide d'un concentré de silicate à haute teneur en or et en argent, dépourvu de fer, d'arsenic et de carbone, de concentrés d'arséniopyrite contenant de la pyrite, qui contiennent, outre une gangue de silicate, en particulier des substances contenant du carbone, caractérisé en ce que les concentrés d'arséniopyrite, après un traitement mécanique et chimique avec une sollicitation principalement par secousses avec une dépense d'énergie de 50 à 500 kWh/t de concentré de minerai, sont soumis à une désagrégation oxydante par l'acide sulfurique en une étape pendant une durée de réaction de 15 minutes à 6 heurs à des températures de 50 à 150°C en présence d'oxygène ayant une pression partielle de 0,2 à 20 bar, de sorte que la fraction constituée par l'arsenic et le fer passe presque totalement en solution tandis que l'or, l'argent et les substances contenant du carbone s'accumulent presque totalement dans le résidu de silicate duquel le carbon est retiré par chauffage à des températures de 400 à 1000°C.
5. Procédé selon l'une des revendications 1 à 4, caractérisé en ce que les concentrées de minerai sont traités d'un façon mécanique et chimique capable de désagrégation par broyage oscillant avec une sollicitation principalement par secousses.
6. Procédé selon l'une des revendications 1 à 5, caractérisé en ce que la durée de la désagrégation oxydante est de 15 à 240 minutes.
7. Procédé selon l'une des revendications 1 à 6, caractérisé en ce qu'une énergie de 100 à 300 kWh/t de concentré de minerai est nécessaire pour le traitement mécanique et chimique avec une sollicitation principalement par secousses.
8. Procédé selon l'une des revendications 1 à 7, caractérisé en ce que la désagrégation oxydante a lieu à des températures comprises entre 60 et 100°C.
9. Procédé selon l'une des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la désagrégation oxydante est réalisée sous une basse pression d'oxygène comprise dans la gamme de 0,2 à 10 bar.
10. Procédé selon l'une des revendications 1 à 7 ou selon la revendication 9, caractérisé en ce que la désagrégation oxydante a lieu à des températures élevées comprises entre 100 et 120°C.
11. Procédé selon l'une des revendications 1 à 8 ou selon la revendication 10, caractérisé en ce que la désagrégation oxydante à lieu à basse pression dans la gamme de 10 à 20 bar de presion partielle d'oxygène.
12. Procédé selon l'une des revendications 1 à 11, caractérisé en ce que le résidu de silicate décarburé contenant de l'or et de l'argent est soumis à une cyanuration pendant une durée de 3 à 10 heurs.
13. Procédé selon l'une des revendications 1 à 12, caractérisé en ce que les résidus de silicate contenant des métaux nobles qui se forment après la désagrégation sont décarburés à des températures comprises entre 500 et 600°C.
EP86905719A 1985-09-23 1986-09-18 Procede d'extraction de metaux precieux a partir de concentres de minerai Expired - Lifetime EP0276215B1 (fr)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AT86905719T ATE54675T1 (de) 1985-09-23 1986-09-18 Verfahren zur gewinnung von edelmetallen aus erzkonzentraten.

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE3534224 1985-09-23
DE19853534224 DE3534224A1 (de) 1985-09-23 1985-09-23 Verfahren zur nasschemischen gewinnung von edelmetallen aus kohlenstoffhaltigen arsenopyritkonzentraten

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EP0276215A1 EP0276215A1 (fr) 1988-08-03
EP0276215B1 true EP0276215B1 (fr) 1990-07-18

Family

ID=6281920

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EP86905719A Expired - Lifetime EP0276215B1 (fr) 1985-09-23 1986-09-18 Procede d'extraction de metaux precieux a partir de concentres de minerai

Country Status (13)

Country Link
US (1) US4786323A (fr)
EP (1) EP0276215B1 (fr)
CN (1) CN1008447B (fr)
AU (1) AU595236B2 (fr)
BR (1) BR8604560A (fr)
CA (1) CA1277143C (fr)
DE (2) DE3534224A1 (fr)
ES (1) ES2001981A6 (fr)
GB (2) GB8615067D0 (fr)
PH (1) PH23578A (fr)
WO (1) WO1987001733A1 (fr)
ZA (1) ZA867138B (fr)
ZW (1) ZW19186A1 (fr)

Families Citing this family (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4923510A (en) * 1988-10-31 1990-05-08 Gopalan Ramadorai Treatment of refractory carbonaceous sulfide ores for gold recovery
DE4005026A1 (de) * 1990-02-19 1991-08-22 Gock Eberhard Verfahren zur gewinnung von edelmetallen aus antimonverbindungen
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
DE4400796A1 (de) * 1994-01-13 1995-07-20 Krupp Polysius Ag Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen
US5458866A (en) * 1994-02-14 1995-10-17 Santa Fe Pacific Gold Corporation Process for preferentially oxidizing sulfides in gold-bearing refractory ores
FI108543B (fi) * 1999-08-12 2002-02-15 Outokumpu Oy Menetelmä epäpuhtauksien poistamiseksi sulfideja sisältävästä kultarikasteesta
KR20050089867A (ko) * 2002-12-31 2005-09-08 인텍 엘티디 함황 토질로부터 금속을 회수하는 방법
CN100372952C (zh) * 2006-08-03 2008-03-05 山东国大黄金股份有限公司 含砷金精矿提金尾渣再提金银的方法
US8262768B2 (en) 2007-09-17 2012-09-11 Barrick Gold Corporation Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores
US8262770B2 (en) 2007-09-18 2012-09-11 Barrick Gold Corporation Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes
EA020884B1 (ru) * 2007-09-18 2015-02-27 Баррик Гольд Корпорейшн Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд
FI3290534T3 (fi) 2010-11-22 2023-11-20 Barrick Gold Corp Jalometallia sisältävien materiaalien emäksinen ja hapan painehapetus
CN102560138B (zh) * 2012-01-11 2013-07-10 森松(江苏)海油工程装备有限公司 一种难浸金矿预处理方法
CN102925716A (zh) * 2012-11-26 2013-02-13 云南黄金矿业集团股份有限公司 一种难处理金精矿加压水浸氧化预处理氰化提金方法
US10077487B2 (en) 2013-05-29 2018-09-18 Barrick Gold Corporation Method for arsenic oxidation and removal from process and waste solutions
CN103436711B (zh) * 2013-08-22 2014-10-29 中南大学 一种富集氰化金泥中金的方法
CN106801147A (zh) * 2017-01-22 2017-06-06 廖殷 黄金白银方术
CN112284959A (zh) * 2020-10-15 2021-01-29 长春黄金研究院有限公司 金矿石产品中劫金物质影响金及硅酸盐包裹金的测定方法

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1004001A (en) * 1911-03-03 1911-09-26 S D Hicks & Son Seamless jacketed kettle.

Family Cites Families (27)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1818846A (en) * 1929-11-22 1931-08-11 Stelle A Giles Method of recovering gold and silver
GB347680A (en) * 1930-01-27 1931-04-27 Henry William Coupe Annable Process for separating gold and antimony contained in sulphide of antimony ores
FR1058809A (fr) * 1951-01-19 1954-03-19 Chemical Construction Corp Perfectionnements à la récupération de la teneur en métaux precieux des mineraiscontenant de l'arsenic et de leurs concentrats
GB746521A (en) * 1953-11-19 1956-03-14 Quebec Metallurg Ind Ltd Improvements in method of treating arsenical sulphide cobalt ores
US2777764A (en) * 1954-07-09 1957-01-15 American Cyanamid Co Process of recovering precious metals from refractory source materials
US3642435A (en) * 1969-11-10 1972-02-15 Cyprus Mines Corp Method of recovering water-soluble nonferrous metal sulfates from sulfur-bearing ores
DE2047609A1 (en) * 1970-09-28 1972-03-30 Gerlach J Crushing and leaching copper sulphide ores and concentrates - - using a ball mill and an oxidizing acid leaching treatment
CA969764A (en) * 1972-05-08 1975-06-24 Charles E. O'neill Aquecus oxidation of non-ferrous sulfide minerals
FR2262698B1 (fr) * 1974-02-28 1976-10-08 Penarroya Miniere Metallurg
US4038362A (en) * 1976-11-04 1977-07-26 Newmont Explorations Limited Increasing the recoverability of gold from carbonaceous gold-bearing ores
DE2827912A1 (de) * 1977-10-13 1979-04-19 Simmering Graz Pauker Ag Verfahren und vorrichtung zur herstellung aktivierter gemische mineralischer komponenten
AT362289B (de) * 1977-10-13 1981-04-27 Simmering Graz Pauker Ag Verfahren zur herstellung aktivierter gemische aus vorzugsweise pulverfoermigen komponenten, welche zur weiterbearbeitung durch pressen und nachfolgendes sintern bestimmt sind
DE2827924B2 (de) * 1977-10-13 1981-05-21 Simmering-Graz-Pauker AG für Maschinen-, Kessel- und Waggonbau, Wien Verfahren zur Aufbereitung flotierbarer Mineralien und Erze
AT362292B (de) * 1977-10-13 1981-04-27 Simmering Graz Pauker Ag Verfahren zur aktivierenden aufbereitung von keramischen, vorzugsweise grobkeramischen roh- stoffen
US4259107A (en) * 1979-12-13 1981-03-31 Newmont Exploration Limited Recovery of gold from sedimentary gold-bearing ores
FR2483463A1 (fr) * 1980-06-03 1981-12-04 Salsigne Mines Produits Chimiq Procede pour la recuperation d'or et/ou d'argent et eventuellement de bismuth contenus dans des minerais sulfures et/ou de sulfoarseniures
SU914647A1 (ru) * 1980-08-01 1982-03-23 Univ Erevanskij Способ переработки. мышьяксодержащих конверторных пылей и возгонов 1
FI62340C (fi) * 1980-08-06 1982-12-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer separering av guld och silver fraon komplexa sulfidmalmer och -koncentrat
DE3036848C2 (de) * 1980-09-30 1982-08-12 Gewerkschaft Walter, 4300 Essen Verfahren zur Gewinnung von Silber aus komplexverwachsenen Silbererzen
CA1154599A (fr) * 1980-09-30 1983-10-04 John A. Thomas Traitement hydrometallurgique de materiaux a teneur de metaux precieux
DE3132668A1 (de) * 1981-08-14 1983-03-03 Eberhard Priv. Doz. Dr.-Ing. Gock "verfahren zur herstellung von alkalifreiem manganrohstoff aus kryptomelanerzen"
CA1219132A (fr) * 1983-01-18 1987-03-17 Morris J.V. Beattie Traitement hydrometallurgique d'arsenopyrite
ES523935A0 (es) * 1983-07-07 1984-10-01 Compania Espanola De Minas De Procedimiento para recuperar metales valiosos de las cenizas de piritas normales y complejas
CA1234291A (fr) * 1984-09-27 1988-03-22 Donald R. Weir Extraction de l'or des matieres sulfureuses auriferes et refractaires a teneur de fer
CA1235907A (fr) * 1984-09-27 1988-05-03 Donald R. Weir Extraction de l'or des concentres refractaires sulfureux auriferes a teneur de fer
CA1234991A (fr) * 1984-09-27 1988-04-12 Donald R. Weir Extraction de l'or des minerais sulfureux auriferes et refractaires a teneur de fer
US4578163A (en) * 1984-12-03 1986-03-25 Homestake Mining Company Gold recovery process

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1004001A (en) * 1911-03-03 1911-09-26 S D Hicks & Son Seamless jacketed kettle.

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
The Metallurgical Society of AIME, vol. 23, 03.03.1971 N.Y. (USA) R.J. Scheiner et al.: "Processing refractory carbonaceous ores for gold recovery", pp 37-40, see p. 38 *

Also Published As

Publication number Publication date
AU595236B2 (en) 1990-03-29
WO1987001733A1 (fr) 1987-03-26
CN1008447B (zh) 1990-06-20
GB2181421B (en) 1989-11-29
GB8615067D0 (en) 1986-07-23
ZA867138B (en) 1987-05-27
PH23578A (en) 1989-09-11
DE3534224A1 (de) 1987-04-02
BR8604560A (pt) 1987-05-19
GB8622873D0 (en) 1986-10-29
US4786323A (en) 1988-11-22
CA1277143C (fr) 1990-12-04
DE3672838D1 (de) 1990-08-23
GB2181421A (en) 1987-04-23
ES2001981A6 (es) 1988-07-01
AU6295486A (en) 1987-03-26
ZW19186A1 (en) 1987-10-28
EP0276215A1 (fr) 1988-08-03
CN86107005A (zh) 1987-09-02

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP0276215B1 (fr) Procede d'extraction de metaux precieux a partir de concentres de minerai
US4738718A (en) Method for the recovery of gold using autoclaving
DE69400747T2 (de) Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Metallen aus komplexenErzen
DE69105332T2 (de) Verfahren zur hydrometallurgischen Behandlung zinksulfidhaltiger Rohstoffe.
DE2134129C3 (de) Verfahren zur Gewinnung von Nickel und Kobalt
DE2357280C2 (de) Verfahren zur Gewinnung von Zink aus zink- und eisenhaltigen Sulfiden
DE2604402A1 (de) Verfahren zum gewinnen von nichteisen-metallen
EP0135950A1 (fr) Procédé d'extraction de cuivre et éventuellement d'argent et d'or par lixiviation de matières oxydées et sulfurées au moyen de cyanures solubles dans l'eau
JPH01156432A (ja) 分離方法
US4537628A (en) Recovery of precious metals
DE2602827C2 (de) Verfahren zum Auflösen von Edelmetallen aus edelmetallhaltigen Konzentraten, die sekundäres Platinmetall enthalten
DE2446484C2 (de) Verfahren zur Behandlung von Metallsulfiden mit einem Gehalt an Eisen und Nichteisen-Metallen, insbesondere Kupfer, zum Zweck der Ausscheidung des Eisengehalts und zur Umwandlung des Kupfers
US4610723A (en) Process for leaching sulphide concentrates of the tetrahedrite type containing high concentrations of arsenic and antimony
DE2845717C2 (de) Verfahren zur Gewinnung von Gold und/oder Uran aus Schwefelkiesabbrand
DE3401961C2 (fr)
DE2323186C3 (de) Verfahren zur Behandlung von feinverteilten, edelmetallhaltigen Sulfidmaterialien
DE2305518A1 (de) Gewinnung von kupfer aus kupfersulfidhaltigen konzentraten
DE1792335C3 (de) Verfahren zur Aufbereitung von Eisensulfiden
DE2323129C3 (de) Verfahren zur Behandlung von feinverteilten edelmetallhaltigen Sulfidmaterialien
DE2050947C (de) Verfahren zur selektiven Abtrennung von Nichteisenmetallen aus diese enthaltenden Pyriterzen
DE2308792C3 (de) Verfahren zur Behandlung von Metallsulfiden
DE1558431C (de) Verfahren zur Behandlung von kupfer haltigen und eisenhaltigen Sulfiden
DE2154294B2 (de) Mehrstufiges verfahren zur vollstaendigen aufarbeitung komplexer metallegierungen aus eisen-basis
DE2023098A1 (de) Verfahren zur selektiven Trennung und Gewinnung von Zinnverbindungen
DE2150130A1 (de) Verfahren zur Gewinnung von Molybdaen

Legal Events

Date Code Title Description
PUAI Public reference made under article 153(3) epc to a published international application that has entered the european phase

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009012

17P Request for examination filed

Effective date: 19870613

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): AT BE DE FR IT SE

17Q First examination report despatched

Effective date: 19891004

GRAA (expected) grant

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009210

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: B1

Designated state(s): AT BE DE FR IT SE

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: BE

Effective date: 19900718

REF Corresponds to:

Ref document number: 54675

Country of ref document: AT

Date of ref document: 19900815

Kind code of ref document: T

REF Corresponds to:

Ref document number: 3672838

Country of ref document: DE

Date of ref document: 19900823

ITF It: translation for a ep patent filed
ET Fr: translation filed
PLBE No opposition filed within time limit

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009261

STAA Information on the status of an ep patent application or granted ep patent

Free format text: STATUS: NO OPPOSITION FILED WITHIN TIME LIMIT

26N No opposition filed
ITTA It: last paid annual fee
PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: SE

Payment date: 19920813

Year of fee payment: 7

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: DE

Payment date: 19920815

Year of fee payment: 7

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: FR

Payment date: 19920826

Year of fee payment: 7

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: AT

Payment date: 19920903

Year of fee payment: 7

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: AT

Effective date: 19930918

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: SE

Effective date: 19930919

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: FR

Free format text: LAPSE BECAUSE OF NON-PAYMENT OF DUE FEES

Effective date: 19940531

REG Reference to a national code

Ref country code: FR

Ref legal event code: ST

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: DE

Effective date: 19941001

EUG Se: european patent has lapsed

Ref document number: 86905719.0

Effective date: 19940410

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: IT

Free format text: LAPSE BECAUSE OF NON-PAYMENT OF DUE FEES;WARNING: LAPSES OF ITALIAN PATENTS WITH EFFECTIVE DATE BEFORE 2007 MAY HAVE OCCURRED AT ANY TIME BEFORE 2007. THE CORRECT EFFECTIVE DATE MAY BE DIFFERENT FROM THE ONE RECORDED.

Effective date: 20050918