FI117709B - Procedure for the extraction of gold - Google Patents
Procedure for the extraction of gold Download PDFInfo
- Publication number
- FI117709B FI117709B FI20040621A FI20040621A FI117709B FI 117709 B FI117709 B FI 117709B FI 20040621 A FI20040621 A FI 20040621A FI 20040621 A FI20040621 A FI 20040621A FI 117709 B FI117709 B FI 117709B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- juuri
- gold
- leaching
- copper
- chloride
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
- C22B11/042—Recovery of noble metals from waste materials
- C22B11/044—Recovery of noble metals from waste materials from pyrometallurgical residues, e.g. from ashes, dross, flue dust, mud, skim, slag, sludge
-
- 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
- C22B11/06—Chloridising
-
- 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
- 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)
Description
117709117709
MENETELMÄ KULLAN TALTEENOTTAMISEKSI KEKSINNÖN ALAMETHOD FOR RECOVERY OF GOLD FIELD OF THE INVENTION
Keksintö kohdistuu menetelmään kullan talteenottamiseksi sulfidisen raaka-s aineen liuotuksessa syntyvästä, rikkiä ja rautaa sisältävästä välituotteesta tai jätteestä. Raaka-aineen muiden arvometallien ja kullan talteenotto tapahtuu kloridimiljöössä. Välituotteen tai jätteen sisältämä kulta liuotetaan kaksiarvoisen kuparin ja kloorin avulla kupari(ll)kloridi-natriumkloridi-liuoksessa olosuhteissa, joissa hapetus-pelkistyspotentiaali on alueella 650-10 750 mV ja pH alueella 1- 1,6. Kloorin syötön yhteydessä syntyvä happo neutraloidaan sopivan emäksen avulla. Neutraloinnilla estetään kustannuksia aiheuttava raudan liukeneminen.The present invention relates to a process for recovering gold from sulfur and iron-containing intermediate or waste from the leaching of a sulphidic raw material. Other precious metals and gold are recovered in the chloride environment. The gold contained in the intermediate or waste is dissolved in divalent copper and chlorine in a copper (II) chloride-sodium chloride solution under conditions of oxidation-reduction potential in the range of 650-10 750 mV and pH in the range of 1- 1.6. The acid formed by the chlorine feed is neutralized with a suitable base. Neutralization prevents costly dissolution of iron.
KEKSINNÖN TAUSTABACKGROUND OF THE INVENTION
15 Tekniikan tasossa tunnetaan joitakin menetelmiä, mitä on käytetty kullan liuottamiseksi rikki- ja rautapitoisista materiaaleista kuparin kloridipohjaisen talteenottoprosessin yhteydessä.In the prior art, some methods are known which have been used to dissolve gold from sulfur and iron-containing materials in the copper chloride-based recovery process.
US-patentissa 4,551,213 on kuvattu menetelmä, jonka mukaan kulta voidaan • · : 20 liuottaa rikkipitoisista materiaaleista, erityisesti hydrometallurgisten • · . prosessien jätteestä. Edullinen lähtömateriaali menetelmälle on CLEAR- * · · - .U.S. Patent 4,551,213 describes a process by which gold can be dissolved in sulfur-containing materials, particularly hydrometallurgical materials. waste from processes. A preferred starting material for the process is CLEAR- * · · -.
prosessin jäte. CLEAR-prosessi on hydrometallurginen kuparin talteenotto- • · ·*· prosessi, joka tapahtuu kloridimiljöössä ja korotetussa paineessa.process waste. The CLEAR process is a hydrometallurgical copper recovery • · · * · process that occurs in a chloride environment and under elevated pressure.
• · · ·• · · ·
Kultapitoinen jäte lietetään veteen ja saadun suspension kloridipitoisuus • * · 25 säädetään niin, että se sisältää 12-38 painoprosenttia kloridia. Hapetus-pelkistyspotentiaali säädetään alueelle 650 - 750 mV ja pH olemaan alle 0.The gold-containing waste is slurried in water and the resulting suspension has a chloride content of * * · 25 adjusted to contain 12 to 38% by weight of chloride. The oxidation-reduction potential is adjusted within the range 650-750 mV and the pH is below 0.
« · ·«· ·
Suspensioon lisätään kupari(ll)kloridia tai rauta(lll)kloridia hapettamaan ··· raaka-aineen sisältämä kulta, jolloin se liukenee.Copper (II) chloride or iron (III) chloride is added to the suspension to oxidize the gold in the · · · · raw material to dissolve it.
···· ··· • · ···.·.' ··· .···. 30 EP-patentti 646185 koskee kuparin talteenottoa sulfidisista rikasteista • · :v. kloridiliuotuksella atmosfäärisissä olosuhteissa. Liuotusjätteestä liuotetaan • ♦ • · kulta elektrolyyttiin, joka sisältää vähintään kahta halidia, kuten 117709 2 natriumkloridia ja natriumbromidia. Tarkoitus on varastoida kuparielektro-lyysin anodilla hapetusvoimaa bromikompleksiin, ja sen avulla liuottaa jätteen kultaa.···· ··· • · ···. ·. ' ···. ···. EP 646185 relates to the recovery of copper from sulphide concentrates. chloride leaching under atmospheric conditions. Gold from the leaching residue is dissolved in an electrolyte containing at least two halides, such as 117709 2 sodium chloride and sodium bromide. The purpose is to store the oxidizing force at the anode of copper electrolysis into the bromine complex and thereby dissolve the gold in the waste.
5 Edellä mainituissa menetelmissä on joitakin haittoja. US-patentin 4,551,213 menetelmässä liuotusolosuhteet ovat hyvin ankarat. Patentissa on mainittu, että rikki ei vielä patentin olosuhteissa liukene, mutta maininta ei ole yleispätevä, sillä elementtirikin ja patentissa mainittujen rautayhdisteiden liukenemistaipumukset riippuvat rikin ja kyseisten yhdisteiden syntytavasta. 10 Suorittamissamme kokeissa on todettu, että kun atmosfäärisissä olosuhteissa muodostuneita liuotusjäännöksiä käsitellään ko. patentin mukaisissa olosuhteissa, rikin ja raudan liukeneminen on huomattavaa. Koska julkaisun mukaan rikki ja rauta eivät liukene, siinä ei ole myöskään mainittu, miten niiden talteenotto liuoksesta tapahtuu. EP-patentissa 646185 käytetty kullan 15 liuotustapa bromikompleksin avulla ei taas ole ympäristöhygienian kannalta edullinen, sillä rikasteen liuotusvaiheissa voi syntyä haitallisia bromipäästöjä.5 The above methods have some drawbacks. In the process of U.S. Patent 4,551,213, the dissolution conditions are very stringent. It is stated in the patent that sulfur is not soluble under patent conditions but is not universal since the solubility properties of elemental sulfur and the iron compounds mentioned in the patent depend on the nature of the sulfur and the compounds in question. In our experiments, it has been found that when the leaching residues formed under atmospheric conditions are treated with the above-mentioned solution. under the conditions of the patent, the dissolution of sulfur and iron is considerable. Since the publication states that sulfur and iron do not dissolve, it does not mention how they are recovered from the solution. Again, the bromine complex leaching method used in EP 646185 is not advantageous from an environmental hygiene point of view, since the leaching steps of the concentrate can lead to harmful bromine emissions.
WO-patenttihakemus 03/091463 kuvaa menetelmää kullan liuottamiseksi ..... rautaa ja rikkiä sisältävästä liuotusjätteestä tai välituotteesta, joka on • · : 20 syntynyt kuparisulfidirikasteen atmosfäärisessä kloridiliuotuksessa.WO patent application 03/091463 describes a process for dissolving gold ..... from iron and sulfur-containing leaching residue or intermediate formed by atmospheric chloride leaching of copper sulphide concentrate.
• ·· . .·. Julkaisussa on todettu, että kulta on mahdollista liuottaa rautaa ja rikkiä • · 1 J • ·· sisältävästä materiaalista kupari(ll)kloridi-natriumkloridin vesiliuokseen, • · · kaksiarvoisen kuparin ja hapen avulla olosuhteissa, joissa hapetus- ··· :2; pelkistyspotentiaali on alle 650 mV ja liuoksen pH- arvo on alueella 1-3.• ··. . ·. It is stated in the publication that it is possible to dissolve gold in the material containing iron and sulfur • · 1J • ·· in an aqueous solution of copper (II) chloride-sodium chloride, · · · with bivalent copper and oxygen under oxidative conditions; the reduction potential is less than 650 mV and the pH of the solution is in the range 1-3.
·1· 25 Näissä olosuhteissa rauta ei vielä liukene ja rikki jää pääosin liukenematta. ·:· Siten vältytään kustannuksilta, mitä syntyy, kun rauta ja rikki poistetaan liuoksesta. Kullan talteenotto liuoksesta tehdään jollakin ennestään tunnetulla tavalla kuten elektrolyysin tai aktiivihiilen avulla. Kyseinen ···1-' .3·; menetelmä on sinänsä varsin hyvä, mutta on kuitenkin käytännössä jonkin ··· 30 verran hidas.· 1 · 25 Under these conditions, the iron is not yet soluble and sulfur is largely insoluble. ·: · This avoids the cost of removing iron and sulfur from the solution. The recovery of gold from the solution is done in a manner known per se, such as by electrolysis or activated carbon. That ··· 1- '.3 ·; The method itself is quite good, but in practice it is somewhat ··· 30 slow.
• ♦ • 1 φ · « · · ··· 2 • · 3 • · 1 117709 3• ♦ • 1 φ · «· · ··· 2 • · 3 • · 1 117709 3
KEKSINNÖN TARKOITUSPURPOSE OF THE INVENTION
Nyt on kehitetty menetelmä kullan talteenottamiseksi rikkiä ja rautaa sisältävästä välituotteesta tai jätteestä, jota syntyy sulfidisen raaka-aineen liuotuksessa. Raaka-aineen liuotus suoritetaan väkevän alkalikloridi-5 kupari(ll)kloridin vesiliuoksen avulla atmosfäärisissä olosuhteissa. Kun sulfidirikasteen liuotusvaiheisiin syötetään happea tai happipitoista kaasua, rauta hapettuu ja saostuu oksidina tai hydroksidina ja arvometallit kultaa lukuunottamatta liukenevat. Kullan liuotus jäljellejääneestä sakasta suoritetaan alkalikloridi-kupari(ll)kloridin vesiliuoksen ja kloorin avulla 10 atmosfäärisissä olosuhteissa. Kloorin avulla liuotusvaiheen hapetus- pelkistyspotentiaali nostetaan alueelle 650-750 mV. Korkea hapetus-pelkistyspotentiaali saa aikaan sakan elementtiäkin liukenemista ja sen seurauksena vaiheeseen muodostuu happoa, jonka neutraloimiseen käytetään jotain sopivaa emästä. Hapon samanaikaisen neutraloinnin avulla 15 pH pidetään arvossa 1,0 - 1,6, jolloin raudan liukeneminen estetään.A process has now been developed for the recovery of gold from sulfur and iron containing intermediates or wastes from leaching of sulphidic raw materials. The leaching of the raw material is carried out with an aqueous solution of concentrated alkali chloride-5 (II) chloride under atmospheric conditions. When oxygen or oxygen-containing gas is fed to the leaching steps of the sulfide concentrate, the iron oxidizes and precipitates as an oxide or hydroxide, and the precious metals dissolve. The leaching of the gold from the remaining precipitate is carried out with aqueous alkali chloride-copper (II) chloride and chlorine under 10 atmospheric conditions. With the help of chlorine, the oxidation-reduction potential of the leaching step is raised to 650-750 mV. The high oxidation-reduction potential also causes the precipitate element to dissolve, and as a result, an acid is formed in the step, which is neutralized with a suitable base. By simultaneous neutralization of the acid, the pH is maintained at 1.0 to 1.6, thereby preventing the dissolution of iron.
Liuennut kulta otetaan talteen jollakin sinänsä tunnetulla menetelmällä.The dissolved gold is recovered by any method known per se.
Keksinnön olennaiset tunnusmerkit käyvät esille oheisista patenttivaatimuksista.The essential features of the invention will be apparent from the appended claims.
* · · 20 • * ·* · · 20 • * ·
KEKSINNÖN YHTEENVETOSUMMARY OF THE INVENTION
* · · * · * .···. Kultaa sisältävä välituote tai jäte lietetään kupari(ll)kloridia sisältävään *·· natriumkloridiliuokseen suspensioksi ja kullan liuotukseen tarvittava hapetus- ·*·· ·***: pelkistyspotentiaali saadaan aikaan juuri kaksiarvoisen kuparin ja ·*· 25 kloorikaasun avulla. Jos kullan liuotukseen tuleva syöte sisältää vielä *:* liukenematonta kupari- tai muuta sulfidia, voidaan liuotusvaiheen alkuun ····.. 9 syöttää happipitoista kaasua tämän liuottamiseksi. Hapetus-pelkistys-potentiaali mitataan Pt- ja Ag/AgCI-elektrodeilla ja potentiaali pidetään • * · · 1 arvossa 650-750 mV. Kaksiarvoisen kuparin, Cu2+, määrä liuoksessa on * · · 30 edullisesti 20 - 80 g/l ja natriumkloridin määrä luokkaa 200 - 330 g/l. Kulta • liukenee klorokompleksina seuraavan reaktion mukaisesti: • ·* · · * · *. ···. The gold-containing intermediate or waste is slurried in a suspension containing copper (II) chloride * ······························································ *** *** *** juuri juuri *** juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri juuri If the feed for gold leaching still contains *: * insoluble copper or other sulfide, an oxygen-containing gas may be introduced at the beginning of the leaching step to dissolve it. The oxidation-reduction potential is measured with Pt and Ag / AgCl electrodes and kept at * * · · 1 at 650-750 mV. The amount of divalent copper, Cu2 +, in the solution is * · · 30 preferably 20 to 80 g / l and sodium chloride in the order of 200 to 330 g / l. Gold • dissolves as a chloro complex according to the following reaction: · ·
Au + 3 Cu2+ + 6 Cl' -> AuCI4' + 3 Cu+ + 2 Cl' (1) 4 117709Au + 3 Cu2 + + 6 Cl '-> AuCl4' + 3 Cu + + 2 Cl '(1) 4 117709
Liuotus tapahtuu atmosfäärisissä olosuhteissa lämpötilassa, joka on alueella huoneen lämpötila - suspension kiehumispiste, edullisesti kuitenkin lämpötilassa 80 °C - suspension kiehumispiste.The dissolution takes place under atmospheric conditions at a temperature ranging from room temperature to the boiling point of the suspension, preferably at 80 ° C to the boiling point of the suspension.
55
Kokeissa on nyt siis havaittu, että kloorikaasulla tapahtuva reagoivan lietteen ns. redox-potentiaalin nostaminen nopeuttaa kullan liukenemista. Nopeuttamisella on kuitenkin varjopuolensa. Redox-potentiaalin nostaminen lisää liuotettavassa materiaalissa olevan alkuainerikin (S°) liukenemista, joka ίο todennäköisesti tapahtuu seuraavan reaktion (2) mukaisesti.Thus, it has now been found in experiments that the so-called reactive sludge with chlorine gas increasing the redox potential will accelerate the dissolution of gold. However, acceleration has its downsides. Increasing the redox potential increases the dissolution of the elemental sulfur (S °) in the material to be dissolved, which is likely to occur according to the following reaction (2).
S° + 3 Cl2 + 4 H20 ^ H2S04 + 6 HCI (2)S ° + 3 Cl 2 + 4 H 2 O 2 H 2 SO 4 + 6 HCl (2)
Reaktiosta (2) nähdään, että happoa syntyy paljon (8 mol H+/ mol S°). 15 Liuokseen syntynyt happo pitää kuitenkin neutraloida, sillä pH-arvon 1 alapuolella kiintoaineessa oleva rauta alkaa liueta. Raudan liukenemisesta aiheutuu prosessiin kustannuksia, sillä liuennut rauta kiertää ja kuluttaa reagensseja. Edullinen pH-alue raudan pitämiseksi vielä sakassa on 1,0 - ..... 1-6· • · . . 20 • · · ...Reaction (2) shows that a large amount of acid is formed (8 mol H + / mol S °). However, the acid generated in the solution must be neutralized because below pH 1 the iron in the solids begins to dissolve. The dissolution of iron entails a cost to the process as the dissolved iron circulates and consumes the reagents. A preferred pH range for retaining iron in the precipitate is 1.0 - ..... 1-6 · • ·. . 20 • · · ...
• · ·• · ·
Hapon neutralointiin käytetään jotain sopivaa emästä, joka on jokin ryhmästä • · *For acid neutralization, use is made of a suitable base which is one of the groups • · *
NaOH, KOH, CaO, CaCC>3 tai MgO. Jos prosessi on yhdistetty kuparin * · ***. kloridipohjalla tapahtuvaan hydrometallurgiseen valmistusprosessiin, jossa .···. liuotuksesta tulevan kaksiarvoisen kuparin saostuksessa on syntynyt • ♦ • · · 25 emäksistä kupari(ll)kloridia, on tämän käyttö kaikkein edullisinta. Kun : .*. emäksinen kupari(ll)kloridi liukenee, syntyvää kupari(ll)kloridia voidaan I*· · ;***. käyttää raaka-aineen liuotukseen. Suolahapon neutralointi ja • · · # kupari(ll)oksikloridin liuotus tapahtuvat seuraavan reaktion mukaisesti: • * * · * • · * • · • · 30 3 Cu(OH)2 CuCI2 + 6 HCI 4 CuCI2 + 6 H20 (3) • * ♦ * · · .NaOH, KOH, CaO, CaCO 3 or MgO. If the process is combined with copper * · ***. chloride-based hydrometallurgical manufacturing process where: ···. the precipitation of divalent copper from leaching has produced • ♦ • · · 25 basic copper (II) chloride, the use of which is most advantageous. When:. *. the basic copper (II) chloride is soluble, the resulting copper (II) chloride can be I * · ·; ***. used to dissolve the raw material. The neutralization of hydrochloric acid and the leaching of copper oxide chloride is carried out according to the following reaction: • 3 · 4 · 3 · 4 · 4 · 4 * ♦ * · ·.
• · ··· • ·• · ··· • ·
Syntyvä rikkihappo voidaan neutraloida esimerkiksi kalkin avulla: 5 117709 H2SO4 + CaC03 ·* CaS04 2H20 + C02 (4)The resulting sulfuric acid can be neutralized, for example, with lime: 5 117709 H2SO4 + CaCO3 · * CaSO4 2H2O + CO2 (4)
Kullan talteenotto liuoksesta tapahtuu jollakin sinänsä tunnetulla tavalla 5 kuten aktiivihiilen avulla, elektrolyysillä tai kemiallisella saostuksella.Gold is recovered from solution by any means known per se, such as activated carbon, electrolysis, or chemical precipitation.
KUVALUETTELOLIST OF FIGURES
Keksinnön mukaista menetelmää kuvataan vielä kuvan 1 virtauskaaviossa, jossa kullan talteenotto on yhdistetty kuparin hydrometallurgiseen ίο talteenottoon.The process of the invention is further illustrated in the flow chart of Figure 1, where gold recovery is combined with copper hydrometallurgical recovery.
KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUSDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Kuvan 1 mukaisesti ensimmäiseen liuotusvaiheeseen 1 syötetään sulfidinen raaka-aine kuten kuparisulfidirikaste 2, ja vaiheeseen kierrätetään myös 15 myöhäisemmästä prosessivaiheesta tulevaa liuosta 3, joka on kupari(ll)-kloridi-natriumkloridin vesiliuos. Paksummat nuolet kuvaavat kiintoainetta ja ohuemmat nuolet liuoksen kulkua. Vaihe sisältää aina yhden tai useampia reaktoreja sekä sakeutuksen. Rikasteen kupari ja muut arvometallit ....j liukenenevat pääosin prosessiliuokseen ja saatu liuos 4 sisältää 20 kuparikloridia, jossa on noin 70 g/l kuparia pääosin yksiarvoisena.As shown in Figure 1, a sulfide feedstock such as copper sulfide concentrate 2 is fed to the first leaching step 1, and the solution 3 from the subsequent process step, which is an aqueous solution of copper (II) chloride-sodium chloride, is also recycled. Thicker arrows represent the solids and thinner arrows the flow of the solution. The step always includes one or more reactors and thickening. The copper and other precious metals of the concentrate are mainly soluble in the process solution and the resulting solution 4 contains 20 copper chloride containing about 70 g / l of copper, mainly monovalent.
• · . .·. Kuparikloridiliuoksen jatkokäsittelyä ei ole esitetty tarkemmin tässä * * * yhteydessä.• ·. . ·. Further treatment of the copper chloride solution is not described in more detail herein * * *.
• * * • * * • * · ·• * * • * * • * · ·
Ensimmäisestä liuotusvaiheesta tulevan kiintoaineen 5 liuotusta jatketaan 25 toisessa liuotusvaiheessa 6 liuoksella 7, joka saadaan myöhemmästä prosessivaiheesta. Tämän vaiheen arvometallien liuotuksen tehostamiseksi * · * ja raudan saostamiseksi reaktoreihin johdetaan ilmaa. Vaiheen lopussa on *·· sakeutus.Dissolution of the solid 5 from the first leaching step is continued in the second leaching step 6 with the solution 7 obtained from the subsequent process step. Air is introduced into the reactors to enhance leaching of precious metals * · * and to precipitate iron in this step. At the end of the step is * ·· thickening.
• · * · • · » • · * * • · * .*··, 30 Toisesta liuotusvaiheesta tuleva liuos 3 johdetaan ensimmäiseen • · : v. liuotusvaiheeseen 1 liuottamaan rikastetta. Toisesta liuotusvaiheesta tulevan « · kiintoaineen 8 liuotusta jatketaan kolmannessa vaiheessa 9 lopun kuparin 6 117709 sekä kullan liuottamiseksi. Kolmannessa liuotusvaiheessa eli kullan liuotusvaiheessa sakkaa liuotetaan kupari(ll)kloridi-natriumkloridiliuoksella 10, jossa Cu2+-pitoisuus on 20 - 80 g/l ja natriumkloridin pitoisuus 200 - 330 g/l. Jos tähän liuotusvaiheeseen tuleva sakka sisältää vielä liukenematonta 5 sulfidia, voidaan vaiheen alkuun, sen ensimmäiseen reaktoriin johtaa myös happea edullisimmin ilman muodossa. Kupari-ja muut sulfidit pitää liuottaa sakasta pois ennen kuin kulta liukenee. Redox-potentiaalin nostamiseksi alueelle 650-750 mV reaktoriin johdetaan myös kloorikaasua 11. Korkean potentiaalin vuoksi rikki alkaa liueta ja sen seurauksena vaiheeseen ίο muodostuu happoa. Jotta vaiheen pH ei laske alle arvon 1,0, sinne syötetään jotain emästä 12 kuten NaOH, KOH, CaO, CaC03 tai MgO. Jos prosessi on yhdistetty kuparin kloridipohjalla tapahtuvaan hydrometallurgiseen valmistusprosessiin, jossa liuotuksesta tulevan kaksiarvoisen kuparin saostuksessa on syntynyt emäksistä kupari(ll)kloridia, käytetään tätä.Solution 3 from the second leaching step is led to the first leaching step 1 to dissolve the concentrate. The leaching of the solids 8 from the second leaching step is continued in the third step 9 to leach the remaining copper 6 117709 and gold. In the third leaching step, the gold leaching step, the precipitate is leached with copper (II) chloride-sodium chloride solution 10 having a Cu 2+ content of 20 to 80 g / l and a sodium chloride concentration of 200 to 330 g / l. If the precipitate entering this leaching step still contains insoluble sulfide, oxygen may also be introduced into the first reactor, most preferably in the form of air. Copper and other sulfides must be dissolved out of the precipitate before gold dissolves. Chlorine gas 11 is also introduced into the reactor to increase the redox potential to 650-750 mV. Due to its high potential, sulfur begins to dissolve and results in acid formation in step ίο. To ensure that the pH of the step does not fall below 1.0, a base 12 such as NaOH, KOH, CaO, CaCO 3 or MgO is added thereto. If the process is combined with a copper chloride-based hydrometallurgical manufacturing process where basic copper (II) chloride is precipitated upon precipitation of divalent copper from leaching, this is used.
1515
Liuotusvaiheesta saatava kultaklorokompleksiliuos 13 johdetaan joko sellaisenaan tai suodatettuna kullan talteenottoon, joka tässä esimerkkitapauksessa tapahtuu hiilikolonnissa 14 aktiivihiilen avulla. Kolonneista saadaan kultatuote 15. Kolonnista 14 poistuva liuos on kultavapaa liuos 16, * * : 20 joka kierrätetään liuotuksen toiseen vaiheeseen 6 ja tarpeen vaatiessa sinne • « . .*. johdetaan natriumkloridiliuosta liuotusta varten sopivan kupari(ll)kloridi- • · · pitoisuuden aikaan saamiseksi. Kullan talteenottovaiheen sakka on • * · *·· normaalin jälkikäsittelyn kuten suodatuksen ja pesun (ei tarkemmin kuvassa) »*·· jälkeen lopullinen liuotusjäännös 17, joka sisältää lähes kaiken rikasteen rikin 25 ja raudan. Sakan suodos ja pesuvedet palautetaan esimerkiksi rikasteen *:* liuotusprosessiin.The gold chloride complex solution 13 from the leaching step is passed either as such or filtered to the gold recovery, which in this exemplary case takes place on the carbon column 14 with activated carbon. The columns yield a gold product 15. The solution leaving column 14 is a gold-free solution 16, * *: 20, which is recycled to the second leaching step 6 and, if necessary, there. . *. passing a sodium chloride solution for dissolution to obtain a suitable concentration of copper (II) chloride. The gold recovery step precipitate is • * · * ·· after normal post-treatment such as filtration and washing (not shown in detail) »* ··, the final leaching residue 17 containing almost all of the concentrate sulfur 25 and iron. The precipitate filtrate and washings are returned, for example, to the leaching *: * process.
• · · * · • · * · · ··· Kuvan 1 mukaisessa virtauskaaviossa on esitetty kullan liuotusmenetelmä * · · · kuparipitoisen raaka-aineen liuotuksen yhteydessä, mutta on keksinnön ··· .···, 30 mukainen menetelmä ei ole sidottu kaaviossa olevaan kuparipitoisen raaka- • · aineen liuotusprosessiin. Menetelmällemme on keskeistä, että kultaa • · ♦ · sisältävän materiaalin liuotus suoritetaan kaksiarvoisen kuparin ja kloorin 7 117709 avulla olosuhteissa, joissa liuoksen redox-potentiaali korotetaan arvoon 650-750 mV, ja rikin liukenemisen yhteydessä muodostuva happo neutraloidaan niin, että pH on vähintään arvossa 1, edullisesti ainakin arvossa 1,0-1,6.The flow chart of Figure 1 shows the gold leaching process * · · · in connection with the leaching of the copper-containing raw material, but is not bound by the method of the invention ··· ···, 30 • · copper leaching process. It is central to our process that the leaching of gold • · ♦ · material is carried out with bivalent copper and chlorine 7 117709 under conditions that increase the redox potential of the solution to 650-750 mV and neutralize the acid formed during sulfur dissolution to a pH of at least 1 , preferably at least between 1.0 and 1.6.
5 • · • · • · · • · ♦ • ♦ * • · * ··« • * · • · * ··· ·♦· ♦ ···· ··· * · • · • · · ♦ ···· • · · * ♦ • · *·· • · · ··«· *·· • · ♦ · • · * «·· · • · • * · *· ·5 ••••••••••••••••••••••••• ·· • · · * ♦ • · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · ·– EN EN products
• » I• »I
• · • ft• · • ft
Claims (9)
Priority Applications (12)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20040621A FI117709B (en) | 2004-04-30 | 2004-04-30 | Procedure for the extraction of gold |
PE2005000442A PE20060226A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-21 | METHOD TO RECOVER GOLD |
PCT/FI2005/000194 WO2005106052A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
CA 2564338 CA2564338A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
EA200601774A EA009726B1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
CNA2005800138063A CN1950524A (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
AP2006003793A AP2006003793A0 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
AU2005238241A AU2005238241A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
US11/579,092 US20070245856A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for Recovering Gold |
BRPI0510505-6A BRPI0510505A (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | gold recovery method |
EP20050735875 EP1740730A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-25 | Method for recovering gold |
ARP050101714 AR049633A1 (en) | 2004-04-30 | 2005-04-29 | METHOD FOR GOLD RECOVERY |
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20040621A FI117709B (en) | 2004-04-30 | 2004-04-30 | Procedure for the extraction of gold |
FI20040621 | 2004-04-30 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI20040621A FI20040621A (en) | 2005-10-31 |
FI117709B true FI117709B (en) | 2007-01-31 |
Family
ID=35185129
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI20040621A FI117709B (en) | 2004-04-30 | 2004-04-30 | Procedure for the extraction of gold |
Country Status (12)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US20070245856A1 (en) |
EP (1) | EP1740730A1 (en) |
CN (1) | CN1950524A (en) |
AP (1) | AP2006003793A0 (en) |
AR (1) | AR049633A1 (en) |
AU (1) | AU2005238241A1 (en) |
BR (1) | BRPI0510505A (en) |
CA (1) | CA2564338A1 (en) |
EA (1) | EA009726B1 (en) |
FI (1) | FI117709B (en) |
PE (1) | PE20060226A1 (en) |
WO (1) | WO2005106052A1 (en) |
Families Citing this family (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI118302B (en) | 2006-02-17 | 2007-09-28 | Outotec Oyj | Procedure for the extraction of gold |
KR100787205B1 (en) | 2007-06-11 | 2007-12-21 | 광해방지사업단 | Method for recovering precious metal using seawater from mining waste |
CN100582261C (en) * | 2008-04-08 | 2010-01-20 | 昆明贵研药业有限公司 | Method and device for reclaiming platinum-silver-iodine form platinum-containing silver iodide slag |
FI124954B (en) * | 2013-04-30 | 2015-04-15 | Outotec Oyj | A process for preparing a solution containing gold and a process arrangement for recovering gold and silver |
CA3002913C (en) | 2015-10-29 | 2023-09-12 | Outotec (Finland) Oy | Method for recovering gold |
CN105969990A (en) * | 2016-06-20 | 2016-09-28 | 昆山鸿福泰环保科技有限公司 | Method for adsorbing and recovering gold in activated carbon method |
PL3822374T3 (en) * | 2019-11-18 | 2024-01-29 | Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG | Method for recovering pure metal |
EP4200452A1 (en) * | 2020-08-18 | 2023-06-28 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4551213A (en) * | 1984-05-07 | 1985-11-05 | Duval Corporation | Recovery of gold |
AP538A (en) * | 1992-06-26 | 1996-09-18 | Intec Pty Ltd | Production of metal from minerals |
US5542957A (en) * | 1995-01-27 | 1996-08-06 | South Dakota School Of Mines And Technology | Recovery of platinum group metals and rhenium from materials using halogen reagents |
FI113667B (en) * | 2002-04-23 | 2004-05-31 | Outokumpu Oy | Method for recovering gold |
-
2004
- 2004-04-30 FI FI20040621A patent/FI117709B/en active IP Right Grant
-
2005
- 2005-04-21 PE PE2005000442A patent/PE20060226A1/en not_active Application Discontinuation
- 2005-04-25 AP AP2006003793A patent/AP2006003793A0/en unknown
- 2005-04-25 CN CNA2005800138063A patent/CN1950524A/en active Pending
- 2005-04-25 WO PCT/FI2005/000194 patent/WO2005106052A1/en active Application Filing
- 2005-04-25 US US11/579,092 patent/US20070245856A1/en not_active Abandoned
- 2005-04-25 CA CA 2564338 patent/CA2564338A1/en not_active Abandoned
- 2005-04-25 EP EP20050735875 patent/EP1740730A1/en not_active Withdrawn
- 2005-04-25 AU AU2005238241A patent/AU2005238241A1/en not_active Abandoned
- 2005-04-25 BR BRPI0510505-6A patent/BRPI0510505A/en not_active IP Right Cessation
- 2005-04-25 EA EA200601774A patent/EA009726B1/en not_active IP Right Cessation
- 2005-04-29 AR ARP050101714 patent/AR049633A1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EP1740730A1 (en) | 2007-01-10 |
US20070245856A1 (en) | 2007-10-25 |
AU2005238241A1 (en) | 2005-11-10 |
AP2006003793A0 (en) | 2006-10-31 |
PE20060226A1 (en) | 2006-04-25 |
FI20040621A (en) | 2005-10-31 |
BRPI0510505A (en) | 2007-10-30 |
WO2005106052A1 (en) | 2005-11-10 |
AR049633A1 (en) | 2006-08-23 |
CA2564338A1 (en) | 2005-11-10 |
EA200601774A1 (en) | 2007-04-27 |
EA009726B1 (en) | 2008-02-28 |
CN1950524A (en) | 2007-04-18 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
FI120315B (en) | A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic | |
KR101330464B1 (en) | Method for the recovery of valuable metals and arsenic from a solution | |
FI118302B (en) | Procedure for the extraction of gold | |
ES2356720T3 (en) | METHOD FOR HYDROMETALURGICAL TREATMENT OF A SULFIDE CONCENTRATE THAT CONTAINS VARIOUS VALUABLE METALS. | |
PL171300B1 (en) | Method of obtaining at least one metal form a mineral containing it | |
EA013353B1 (en) | Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching | |
US20070245856A1 (en) | Method for Recovering Gold | |
EA020759B1 (en) | Method of processing nickel bearing raw material | |
FI113667B (en) | Method for recovering gold | |
ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
EA029330B1 (en) | Method of preparing a gold-containing solution and process arrangement for recovering gold and silver | |
WO2015178752A1 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of copper, lead and/or zinc | |
FI120406B (en) | Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper | |
JP2008274382A (en) | Method for separating lead from aqueous cobalt chloride solution | |
JP2015113503A (en) | Method of separating and collecting selenium and tellurium in transition metal-containing aqueous solution | |
FI110953B (en) | A process for purifying a solution in a copper hydrometallurgical process | |
FI117708B (en) | Procedure for the extraction of gold in connection with the manufacture of copper | |
FI108543B (en) | Process for removing impurities in a gold concentrate containing sulfides | |
BG113021A (en) | Under pressure oxidative leaching of sulphide raw materials at low solid content and acidity | |
JP2019189891A (en) | Method for separating selenium and tellurium from mixture containing selenium and tellurium | |
FI117246B (en) | Process for removing copper from a zinc sulphate solution | |
FI106636B (en) | A process for removing sulfur from a nickel lime leaching process | |
FI122781B (en) | Process for making a copper product | |
JP2022026823A (en) | Method for recovering valuable metal | |
WO2016183611A1 (en) | A truncated hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PC | Transfer of assignment of patent |
Owner name: OUTOKUMPU TECHNOLOGY OYJ Free format text: OUTOKUMPU TECHNOLOGY OYJ |
|
FG | Patent granted |
Ref document number: 117709 Country of ref document: FI |