NO760397L - - Google Patents
Info
- Publication number
- NO760397L NO760397L NO760397A NO760397A NO760397L NO 760397 L NO760397 L NO 760397L NO 760397 A NO760397 A NO 760397A NO 760397 A NO760397 A NO 760397A NO 760397 L NO760397 L NO 760397L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- acid
- solution
- stated
- residue
- metal
- Prior art date
Links
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 83
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 63
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 58
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 58
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 52
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 46
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 38
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 38
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 36
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 36
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 36
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 36
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 claims description 35
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 32
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims description 31
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 29
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 26
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 26
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 25
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 24
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 22
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 22
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 21
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 claims description 20
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 19
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 19
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 15
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 15
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 150000007522 mineralic acids Chemical class 0.000 claims description 12
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 claims description 8
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims description 8
- VLTRZXGMWDSKGL-UHFFFAOYSA-N perchloric acid Chemical compound OCl(=O)(=O)=O VLTRZXGMWDSKGL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 8
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 8
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 7
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 6
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 5
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000000470 constituent Substances 0.000 claims description 4
- QWPPOHNGKGFGJK-UHFFFAOYSA-N hypochlorous acid Chemical compound ClO QWPPOHNGKGFGJK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims description 4
- RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H iron(3+) sulfate Chemical group [Fe+3].[Fe+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 2
- 229910000360 iron(III) sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 2
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 2
- 150000003751 zinc Chemical class 0.000 claims description 2
- PVNIIMVLHYAWGP-UHFFFAOYSA-N Niacin Chemical compound OC(=O)C1=CC=CN=C1 PVNIIMVLHYAWGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 claims 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 claims 1
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims 1
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 claims 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims 1
- 150000007529 inorganic bases Chemical class 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 27
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 15
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 14
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 11
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 11
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 10
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 10
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 10
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 8
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 8
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 7
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 7
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 7
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 6
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 6
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 6
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 5
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 5
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 5
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 5
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N aqua regia Chemical compound Cl.O[N+]([O-])=O QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 4
- BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-N methanoic acid Natural products OC=O BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 4
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 4
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 4
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 3
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 3
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 3
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 3
- OSWFIVFLDKOXQC-UHFFFAOYSA-N 4-(3-methoxyphenyl)aniline Chemical compound COC1=CC=CC(C=2C=CC(N)=CC=2)=C1 OSWFIVFLDKOXQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 2
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 229910052790 beryllium Inorganic materials 0.000 description 2
- ATBAMAFKBVZNFJ-UHFFFAOYSA-N beryllium atom Chemical compound [Be] ATBAMAFKBVZNFJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 2
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N ferrosoferric oxide Chemical compound O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000003891 ferrous sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 2
- 235000019253 formic acid Nutrition 0.000 description 2
- FDWREHZXQUYJFJ-UHFFFAOYSA-M gold monochloride Chemical compound [Cl-].[Au+] FDWREHZXQUYJFJ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000006408 oxalic acid Nutrition 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 229920000642 polymer Polymers 0.000 description 2
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N silver(1+) nitrate Chemical compound [Ag+].[O-]N(=O)=O SQGYOTSLMSWVJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 238000010998 test method Methods 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001203952 Feia Species 0.000 description 1
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical class [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910003771 Gold(I) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N Ruthenium Chemical compound [Ru] KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 1
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 150000001447 alkali salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 1
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 1
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000013339 cereals Nutrition 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000009388 chemical precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005352 clarification Methods 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000567 combustion gas Substances 0.000 description 1
- 230000009918 complex formation Effects 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical group 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- BUGICWZUDIWQRQ-UHFFFAOYSA-N copper iron sulfane Chemical compound S.[Fe].[Cu] BUGICWZUDIWQRQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ROCOTSMCSXTPPU-UHFFFAOYSA-N copper sulfanylideneiron Chemical compound [S].[Fe].[Cu] ROCOTSMCSXTPPU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 1
- 238000003113 dilution method Methods 0.000 description 1
- TXKMVPPZCYKFAC-UHFFFAOYSA-N disulfur monoxide Inorganic materials O=S=S TXKMVPPZCYKFAC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 1
- 238000009852 extractive metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 239000011790 ferrous sulphate Substances 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 1
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 229910052732 germanium Inorganic materials 0.000 description 1
- GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N germanium atom Chemical compound [Ge] GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZVUZTTDXWACDHD-UHFFFAOYSA-N gold(3+);trinitrate Chemical compound [Au+3].[O-][N+]([O-])=O.[O-][N+]([O-])=O.[O-][N+]([O-])=O ZVUZTTDXWACDHD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 239000012943 hotmelt Substances 0.000 description 1
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 1
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- 229910052741 iridium Inorganic materials 0.000 description 1
- GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N iridium atom Chemical compound [Ir] GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000359 iron(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007769 metal material Substances 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- TTWJBBZEZQICBI-UHFFFAOYSA-N metoclopramide Chemical compound CCN(CC)CCNC(=O)C1=CC(Cl)=C(N)C=C1OC TTWJBBZEZQICBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052762 osmium Inorganic materials 0.000 description 1
- SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N osmium atom Chemical compound [Os] SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- CLSUSRZJUQMOHH-UHFFFAOYSA-L platinum dichloride Chemical compound Cl[Pt]Cl CLSUSRZJUQMOHH-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- PQTLYDQECILMMB-UHFFFAOYSA-L platinum(2+);sulfate Chemical compound [Pt+2].[O-]S([O-])(=O)=O PQTLYDQECILMMB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052573 porcelain Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000021395 porridge Nutrition 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 230000008707 rearrangement Effects 0.000 description 1
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 1
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 1
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 description 1
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052707 ruthenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 229910001961 silver nitrate Inorganic materials 0.000 description 1
- BSWGGJHLVUUXTL-UHFFFAOYSA-N silver zinc Chemical compound [Zn].[Ag] BSWGGJHLVUUXTL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 239000012258 stirred mixture Substances 0.000 description 1
- XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N sulfur monoxide Chemical compound S=O XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XSOKHXFFCGXDJZ-UHFFFAOYSA-N telluride(2-) Chemical compound [Te-2] XSOKHXFFCGXDJZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 1
- 230000001960 triggered effect Effects 0.000 description 1
- 238000000870 ultraviolet spectroscopy Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G5/00—Compounds of silver
- C01G5/003—Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
- C22B3/32—Carboxylic acids
- C22B3/322—Oxalic acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G55/00—Compounds of ruthenium, rhodium, palladium, osmium, iridium, or platinum
- C01G55/001—Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G7/00—Compounds of gold
- C01G7/003—Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0086—Treating solutions by physical methods
-
- 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- 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
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
- C22B3/32—Carboxylic acids
-
- 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)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
Description
Ekstraksjonsmetode for non-ferrometaller.
Oppfinnelsen angår en fremgangsmåte for separasjon av non-ferrometaller fra forskjellige mineraler som er istand til å danne oppløselige metallsalter ved behandling som beskrevet i det følgende. Mer spesielt angår oppfinnelsen en fremgangsmåte for utvinning av praktisk talt kvantitative mengder non-ferrometaller og særlig verdifulle eller edle metaller fra forskjellige mineraler.
Utvinning av non-ferrometaller fra metallholdige malmer har vært foretatt i århundrer med varierende utbytte. Det er velkjent at metallene kan foreligge naturlig i elementær form, som salter, komplekser, oksyder, sulfider og i forskjellige andre former. På grunn av de sammensatte problemer som knytter seg til mineralutvinning har metallurgien utviklet seg til en meget avan-sert vitenskap.
Generelt bygger de foreliggende fremgangsmåter for metallutvinning fra råmalm på trinnene knusing, maling, vaskin,
utluting eller smelting fulgt av utvinning ved f.eks. gravitasjons-separasjon, elektrolyttisk eller kjemisk felling.
Enkelte malmer eller -konsentrater som behandles i oppløsning med en utlutnings-oppløsning eller som varm smelte for
oppløsning av mineralene på ett eller annet behandlingstrinn.
Fra oppløsningene skilles metallene ut på forskjellige måter som
selektiv utfelling, sedimentering, elektroutfelling og gravita-sjonsfelling. Oppløsningen kan være et vandig salt, syre eller base eller en væske-smelte.
Dé. større operasjoner som benyttes for utvinning av non-ferrometall-sulfider som kopper eller sink består vanligvis i utsprenging av råmineral, knusing, ytterligere reduksjon av par-tikkelstørrelsen ved maling, flotering for konsentrering av malmen, smelting og elektrolyttisk raffinering. Metalloksyder blir vanlig vis utsprengt, knust, utlutet med en syreoppløsning og elektro-lysert ut eller på annen måte utfelt fra oppløsning*
Edelmetaller kan foreligge i elementær form og opparbeides f.eks. ved gravitasjons-separasjon under vasking gjennom skillebokser og avsluttende separasjon på separasjonsbord. Edelmetaller som gull og sølv kan behandles ved knusing av malmen, finmaling og kompieksdanning av edelmetallet ved et cyanid i oppløsning, og utvinning av edelmetallet.
Edelmetaller som gull, sølv og platinametaller (d.v.s. \. platina, palladium, rodium, rutenium, iridium og osmium) foreligger vanligvis i mengder på noen gram pr. tonn malm. Som nevnt kan disse metallene finnes i elementær form men kan også være blindet i legeringer med jern, kopper, nikkel og andre metaller eller være kompieksdannet eller kjemisk eller fysikalsk bundet på andre måter. For eksempel klassifiseres gull ettersom det foreligger i fri elementær form eller søm ildfast, flytegjxll, telluridgull, rustgull, belagt gull og gull i mange andre former. Belegget som nevnt kan bestå av hydrokarboner, jernoksyder, mangan,.tellur eller være et hylster av kvarts eller andre mineraler. Man har vanligvis trodd
at jo finere oppmaling desto Vedre vil mineralene frigjøres i en oppløsnings eller fIotasjonsprosess. Når imidlertid partiklene blir så fine at de flyter på vann blir de vanskelige å utvinne og går lett tapt. t
Metallutvinning fra malmer betraktes vanligvis som t ; effektiv hvis <?5$ av den teoretiske mengde utvinnes. Mange metoder gir bare fra 70 til °0#. Slike data er basert på prøveana-lyse fra prøver tatt på forskjellige behandlingstrinn som f.eks.. innløp, konsentrat, separasjonsrester, slagg, råmateriale og sluttprodukt. Hver malm er forskjellig. Enkelte er meget sammen-satt og inneholder mange metaller i varierende mengder og er kom-binert til forskjellige forbindelser eller mineralformer.
..Forsøksresultatene er basert på den antagelse at de metoder som brukes for oppløsning og ekstråksjon av metaller fra
prøven er fullstendig og uttømmende. I virkeligheten er forsøks-metoden,bare så effektiv som metodens evne til å påvise hele metallmengdeh i prøven. Det finnes såkalte ikke-målbare malmer hvor mineralene er bundet til hverandre på en slik måte at de ikke kan analyseres ved konvensjonelle metoder. Man har også i de fleste tilfeller funnet at når det gjelder edelmetaller påviser
de anvendte forsøksmetoder bare en del av metallet som finnes i prøven. Det vil være klart at hvis denne antagelse er riktig er de metoder som for tiden brukes for utvinning av edelmetaller utilstrekkelige og store mengder gull. sølv og platina og metaller fra platinagruppen dumpes som avfallstoffer fra forskjellige ut-vinningsprosesser. . Det er således en hensikt' med oppfinnelsen å tilveie-bringe en fremgangsmåte for utvinning av non-ferrometaller i praktisk talt kvantitative mengder ved behandling av metallholdige malmer eller andre råmaterialer på en slik måte at i det vesentlige alle non-ferrometaller omdannes til oppløselige salter som.kan utvinnes med vanlige ekstraksjonsmetoder.
Et annet trekk ved oppfinnelsen er at malmene eller andre råmaterialer som inneholder edelmetaller nedbrytes eller forandres tilstrekkelig til at i det vesentlige alle edelmetallene blir ekstraherbare som oppløselige salter. Man oppnår ved dette at mengden ekstraherte edelmetaller er høyere enn de utbytter som hittil er oppnådd ved kjente metoder.
Détté oppnås ifølge oppfinnelsen ved å behandle malmen eller minerai-råstoffet i finfordelt tilstand med en vandig uorganisk syrefeller.en syre-blanding for fremstilling av en oppslemming som holdes oppvarmet (i det følgende kalt brenning) ved ca. 350 til 800°C under atmosfæretrykk og rolige forhold i tilstrekkelig lang tid til at den overhetede syre omdanner non-ferrornetallene til oppløslig saltform. Gasser og røyk fra bren-. . ningsprosessen vaskes for å fjerne metallsalter som dannes under brenningen og brenningsresten utlutes for å fjerne de oppløselige salter. ;
Det er kjent på området å røste sulfldmalmer under relativt høy temperatur for omdanning av metallsulfid til en blanding.av sulfider og oksyder forutfor en smelteoperasjon.
I teknisk publikasjon nr. 768 fra "The American Institute of Mining and metallurgical Engineers<**>klasse D, Nonferrous Metallurgy nr. 50, 1937 beskrives røsting av konsentrerte koppermalmer fulgt av svovelsyre-brenning i en ovn ved ....temperaturer opptil 625°C. Ved denne kjente sulfateringsmetoden blir. den for-røstede malm blandet med konsentrert syovelsyreopp-løsning til en tykk pasta og brent i en to-trinnsoperasjon med en temperatur under 300°C fulgt av oppvarming ved ca. 600-625°C. Ved denne eksperimentelle prosess ble ca. 97 til 98$ av kopperet angitt utvunnet ved utløsning av den temperaturbehandlede malm med vann. Don utløste malm ble behandlet med cyanidoppløsning for utvinning av gull og sølv. Forsøksrresultatene viser at selv om gullutvinningen var over 95$ av de teoretiske mengder
lå sølvutvinningen under 5©# og platinautvinning ble ikke nevnt
i det hele tatt.
I en tidligere publikasjon fra samme forfatter
(Floe et al), teknisk publikasjon nr. 735 i samme serie (1936) omtaler produksjon av oppløselig sulfat fra blandinger av metalloksyder. Denne beskrivelse er eksperimentell og nevner spesielt at det ikke kan trekkes noen endelig konklusjoner med hensyn på
sulfatering av malmer fra de teoretiske data som er omtalt i rapporten. Generelt omhandler denne forskningsrapport sulfatering av metalldksyder, blandinger av metalloksyder©lier for*» røstede malmer med overskudd av svovelsyre til en tykk pasta
fulgt av oppvarming ved forskjellige temperaturer. Artikkelen advarer mot bruk av for «ny© vann i syren siden dette vannet- må kokes av. Det nevnes ikke sulfatering og utvinning av edelmetaller.
Det er også av betydning at Rosenquist i "Principles of Extractive Metallurgy" McGraw Hill 197^»side 251 nevner at forsøk på sulfaterings-røsting av jern-kopper-sulfidmalmer for
å bringe kopperet i vannoppløselig form bare har gitt begrenset suksess.. ,.t
Vanskelighetene ved tidligere metoder er avhjulpet
av foreliggende oppfinnelsé som i tillegg har gitt uventet gode resultaterliår det gjelder utvinning av edelmetaller. Det er viktig at de tidligere metoder behandler for-røstede malmer mens man i henhold til foreliggende oppfinnelse kan behandle rå malmer, røste malmer eller malmer fra et hvilket.som helst trinn.i ut-vinningsprosessen enten dét benyttes utvasking, smelting, utløs-ning eller anne^L utvinning. I henhold til foreliggende oppfinnelse oppnås bedre resultater og det er ikke nødvendig at malmene røstes før behandling. Selv om man ikke nøyaktig vet hvorledes prosessen virker teoretisk på de metallholdige råstoffer
under fullstendig omdannelse av non-ferrometaller til oppløselige salter, antar man at nedenstående generelle forhold vil gjelde ved bruk av vandig svovelsyre som brennings-reagens. Man må imidler-
tid huske at andre syrer enn svovelsyre kan brukes* For eksempel saltsyre, fluss-syre, salpetersyre, perklorsyre og hypoklorsyre eller kombinasjoner av syrer som saltsyre. og_ salpetersyre (kongevann).
Når et metallsulfid (MS) føres i kontakt med et oksydasjonsmiddel vil følgende reaksjon finne sted:
Svoveldioksyd 1 nærvær av oksygen oksyderes videre tii svoveltrioksyd som følger:
En ytterligere eller alternativ kilde for svoveltrioksyd f år man ved oppvarming av svovelsyre i henhold til følgende ligning:
Svoveltrioksyd vil igjen reagere med metalloksyd slik:
Ved å kombinere ovenstående ligninger får man en total-reaksjon:
Man ser av ovenstående at for å oppnå fullstendig omsetning av et metallsulfid eller -oksyd til oppløselig sulfat må svovelet oksyderes til høyeste oksydasjonstrinn, d.v.s. MS oksyderes til S02 til SO^ til MSO^. For eksempel vil høyere konsentrasjoner eller partialtrykk av S02danne mer SO^ og høyere partialtrykk av SO^-feil danne mer sulfat.
Som det fremgår av ligning ( k) er reaksjonen rever-sibel og metallsulfater vil dekomponere til metalloksyder og svoveltrioksyd ved oppvarming over dekomponeringstemperatur, og dermed drive reaksjonen mot venstre. Det er også klart fra ligning ( k) at høye partialtrykk av SO^vil hindre dekomponering av sulfater og drive reaksjonen mot høyre avhengig av temperaturen*
Det samme vil gjelde,for uorganiske syrer forskjellige fra svovelsyre, f.eks..salpetersyre, saltsyre, fluss-■ '■ syre, perklorsyre og hypoklorsyre.
For å gjøre salt-dannelsen så høy som mulig må visse forhold oppfylles. Det er allerede nevnt at høye partialtrykk
av SO^eller.andre egnede oksydasjonsmidler vil reagere med metallsulfider Og oksyder til oppløselige salter. De tidligere artikler som er omtalt angir bruk av 100 til 135$ teoretisk mengde HgSO^for omdannelse til metalloksyd. Man har- i henhold til nærværende oppfinnelse funnet at dette reaksjonsforhold er utilstrekkelig for overføring til oppløselige salter av non-ferrometaller og spesielt for å forandre eller utløse edelmetallene fra de former de kan foreligge i og til oppløselige bestanddeler. Man har funnet at det støkiometriske forhold mellom syre-anjonet og metall-jonet som behandles og omdannes til utvinnbar form bør være minst 1,5ti*fortrinnsvis 2:1 og i noen tilfeller 3:1 eller ennå høyere. Når det gjelder edelmetaller kan forhold på 10:1 brukes og 15:1 foretrekkes.
En annen avgjørende faktor ifølge oppfinnelsen er at syre-mineraloppslemmingen oppvarmes under rolige forhold. Røring eller velting under brenn©prosessen reduserer partialtrykket , av SO^ eller andre oksydasjonsreagenser under brenningen og bi-drar til dekomponering av metallsaltet til metalloksyd og svovel-oksyd. Røring eller blanding under brenningen bringer også metall-sulfatene og -sulfidene i kontakt med en oksyderende atmosfære hvor de vil reagere etter følgende ligning:
For å gjøre partialtrykk av SO^ eller annet oksydasjonsmiddel så høyt som mulig anbringes den godt omrørte opp-si emming av vandig syre og råmineral i en panne eller flere i en ovn eller lignende varmekilde og oppvarmes til en ønsket temperatur i tilstrekkelig lang tid. Om det imidlertid er nød-vendig å rør© eller på annen måt©forstyrre overflaten til de
brente blandinger vil en annen metode være å sirkulere større
mengder SO^eller andre gasser gjennom brennekammeret for å
bolde det nødvendige partialtrykk av disse gasser. Dette vil
være en mindre gunstig og mer kostbar metode. Varmekilden kan være enten strålingsvarme eller varme direkte avgitt av for-brenningsgasser. Strålingsvarmen foretrekkes siden alle gassene som forlater brennekammeret vaskes med vandig oppløsning for å sikre fullstendig mineralutvinning. Brenneprosessen kan være eatsvis eller kontinuerlig og utføres ved atmosfæretrykk. Ved fremstilling av mineral-utgangsstoffet for syre-brenningen er
det viktig at mineralet findeles til en partikkelstørre!se på under 100 mesh og fortrinnsvis 200 til 600 mesh. Hvert mineral bør undersøkes for å finne optimal kornstørrelse siden alle malmer «lier andre råmaterialer har forskjellige egenskaper.
Oppslemmingen anbringes i en panne som er 5. til
60cm dyp. Oppslemmingsdybden avgjøres av praktiske betrakt-ninger. Grøten må være tilstrekkelig dyp til å muliggjøre oppbygging av. trykk 'av S0^eller annen reagens i mineralet og frem-bringe forandringen av malmen som omdanner non-ferrometallet til oppløselig salt. ForBtor dybde vil åpenbart kreve for lang tid før materialet når optimal temperatur i midten av blandingen. Oppslemmingen blir åpenbart utsatt for overheting og all væske avdampes og etterlater-en tørr rest.
Det er viktig at det til å begynne med foreligger tilstrekkelig væske til at det dannes en oppslemming av finfordelt mineral, i fullstendig blanding med syren. I noen tilfelle kan det også være gunstig å la oppslemmingen sette seg en viss tid etter grundig blanding før brenningen. Generelt opereres med vektforhold faststoff /væske på fra 2:1 og opptil 1:5 eller mer avhengig av den behandlede mineraltype.^
Brenningen foretas langsomt for<*>å muliggjøre oppbygging av maksimalt partialtrykk av reagerende gasser som SO^»
N02»HC1, HF og liknende. Vanligvis vil- det ta ca. 30 minutter før oppslemmingen hår en temperatur på 350 til 800°C som derpå
holdes i et tidsrom på 0,5 til h timer. Lengre brennetider kan brukes mén vil vanligvis være unødvendig.'
Man antar at temperaturer på 350 til 800 C angir , praktiske.operasjonsgrenser. Det er viktig at oppslemmingen<1>
brennes til tørrhet. Konsentrert svovelsyre har et kokepunkt
på ca. 300°C mens andre syrer har lavere kokepunkt. I tillegg til utbrenning til tørrhet vil gassformede bestanddeler fra vandige syrer, som SO«j» NOg, HC1, HF og liknende, være tilbake i den brente blanding under tilstrekkelig høyt partialtrykk til å fortsette å virke på blandingen og således gi en videre ned-brytning av malm. og utløsning av metallbestanddeler i oppløse-lig eller ekstraherbar form. Temperaturene som brukes vil i stor grad avhenge av typen malm eller metall-materiale som behandles. Øvre grense vil ofte avhenge av det oppløseliggjorte metallets dekomponeringstemperatur i brenningskaken.
Når jern byr på problemer, f.eks. ved behandling og ekstråksjon av kopper og sink fra jernmalmer er det avgjørende
at brenneoperasjonen foretas innenfor visse grenser. En av de problemer mån støter på ved de kjente metoder er nærvær av jern og separasjon av non-ferrometaller fra jern. Jernsulfider kan omdannes til ferri- og ferro-oksyder og røstes med SO^ til ferri-og ferro-sulfater etter følgende ligninger:
Man vil se at ovenstående reaksjoner også er rever-sible. Ferrosulfat begynner å dekomponere ved 167°C og både ferro- og ferrisulfatene har en energimessig dekomponeringstemperatur på h8Q°G i henhold til følgende ligning:
Ved videre oppvarming til $ 60°C dekomponerer det basiske saltet videre til ferrioksyd som følger:
Koppersulfat har på den annen side en dekomponeringstemperatur på 67P°C, slik:
Når en koppermalm som kalkopyrit (CuFeS2) sulfateres kreves høye partialtrykk av SO^ for overføring av alt kopper til . koppersulfat og oksydasJon av jernet til Fe^ O^ som er uoppløse-lig i vann og i fortynnet svovelsyre. I en tilstrekkelig oksyderende atmosfære omdannes jernet fullstendig til Fe^Ø^ på grunn av den store dannelsesvarme. Ved å opprettholde et overskudd av SO^ og temperaturer mellom dekomponeringstemperaturen for jern-og kopper-sulfatene og gjennomføre reaksjonen under rolige forhold oppnås disse resultater. Temperaturregulering er også viktig på grunn av at ved 650°C begynner SO^å dekomponere til S02og ,02. Videre vil ferrioksyd i fravær av SO^reagere med kopperoksyd til uoppløselig kupriferrit (CUgCFegO^) eller kuproferrit (CuO<*>FegO^). Over dekomponeringstemperaturen til SO^foregår dannelse av kopperferriter temmelig hurtig. Det er derfor viktig ved anvendelse av oppfinnel-sens fremgangsmåte for ekstraksjon av kopper og sink at temperaturene holdes mellom ca. 575 og 650°C.
Sinkferrit (ZnO*Fe_0 ), sinkoksyd og sinksulfid vil reagere i oksyderende atmosfære under 650 C i henhold til følg-ende ligninger:
Videre har man vist at dekomponering eller omlei-ring av molekylstrukturen for jernforbindelsene i mineralet følges av en utløsning av edelmetaller som hittil ikke er rapportert og ikke påvist ved kjente forsøksmetoder. For eksempel omdannes ferroférri-oksyd (magnetit) Fe^O^, til ferrioksyd (hematit) Fe20^t under frigjøring av edelmetaller. Man kjenner ikke til hvilke former edelmetallene finnes før behandling i . henhold til foreliggende fremgangsmåte eller hvorledes edelmetallene kan være fysikalsk eller kjemisk bundet til andre grunn-stoffer. Man har funnet, som det vil fremgå av de følgende eksempler, at når mineralråstoffer som ikke-konsentrerte malmer, konsentrater, slagg, behandlingsrester og liknende gjennomgår analyser for å finne edelmetallinnholdet, derpå behandles:! henhold til foreliggende oppfinnelse og gjennomgår analyser på nytt finner man en vesentlig økning i edelmetallinnholdet. Dette gjelder også når startanalysen ikke viste nærvær av edelmetall i det hele tatt. /Enkelte ganger er økningen av størrelsesordenen
flere hundre prosent. Dette er vist ved flere hundre analyse-forsøk foretatt av uavhengige sertifiserte laboratorier. Hvilken
form metallene foreligger i etter behandlingen vites heller ikke med sikkerhet. Det er således klart at ved utvaskings-prosesser utvinnes bare en del av edelmetallene. Det er også klart at
med foreliggende pris på edelmetallene går vesentlige verdier tapt ved utvinning etter tidligere metoder.
En annen faktor som er typisk for foreliggende oppfinnelse og som spesielt medvirker til å øke utvinningsgraden av edelmetallene er at alle røykgassene fra brenneprosessen
vaskes (dusjes) med vann. saltoppløsning eller fortynnet syre
.eller base. Det volum av oppløsning som brukes og konsentrasjon av syre eller annen reagens vil avhenge av gasstypen, mengden oppløsning og det anvendte vasketårn. Disse faktorer vil i de fleste tilfelle avgjøres ved forsøk og oppløsningens styrke er ikke et avgjørende punkt i henhold til foreliggende oppfinnelse. Enkelte metallforbindelser. særlig edelmetallene, vil bli flyktige eller forgasses under brenningen. Dette kan skyldes en relativt lav dekomponeringstemperatur eller skyldes
oppløselighet i det vannet som metallsaltene da overføres med. Platinaklorid dekomponerer f.eks. ved en temperatur på 58l°G
og platinaeulfat er oppløselig 1 kaldt vann og syre Og dekomponerer i varmt vann. Gullklorid (AuCl eller AuCl^) dekomponerer ved subiimerlng ved temperaturer mellom 265 og 2°0°C og er oppløselig i vann. Gullnitrat vil dekomponere ved 72°C og sølvnitrat ved. 444°C.
Vaskingen kan foretas i kjent apparatur som frem-bringer omhyggelig kontakt mellom røykgassene og vaskeoppløs- , ningen. For eksempel kan man bruke et fylt tårn hvor vaske-væsken resirkuleres over fyllingen eller en venturivasker som
benytter resirkulert væske for kjøling og vasking av gassene. En del av den resirkulerte væske som inneholder oppløste metaller kan tappes av og behandles på kjent måte for utvinning av metallene. De vaskede gassene kan føres til et .gjenvinnings-system for gjenvinning av svovel, nitrogen, klor og fluor-bestanddeler avhengig av den syren som brukes under brenningspro-
sessen*
Siden enkelte metaller lettere omdannes til saltform enn andre kan det i noen tilfelle være gunstig å danne oppslemmingen fra én blanding av syre eller oppløse eller tilsette et metallsalt som natriumklorid eller ferrisulfat til oppslemmingen før brenning. Hvis man f.eks. tilsetter natriumklorid til en oppslemming inneholdende svovelsyre, og et spesielt metall er mer tilbøyllg til å danne et klorid enn et sulfat vil kloridet dannes.
Når brenningsresten fjernes fra ovnen kan den være avkjølt eller eventuelt ikke avkjølt og blir derpå utlutet med fortynnet syreoppløsning. Oppløselige salter fra brenningsresten oppløses ved denne utlutning. Siden brenningsresten før utluting inneholder vannfrie syrer etter brenneoperasjonen dannes en betraktelig varmemengde når en vandig utlutningsoppløsning tilsettes til brenningsresten. Mengden utlutningsoppløsning som tilsettes og dens konsentrasjon vil igjen være en funksjon av den type mineraler som ekstraheres og mengden mineraler i brenningsresten som skal utlutes. Oet må i alle tilfelle brukes tilstrekkelig oppløsning til å oppløse non-ferrosaltene. 1 noen tilfeller kan det være nødvendig å utføre flere utlutningstrinn. For eksempel kan brente kopper- eller sink-rester utlutes med en syre-oppiøsning. en eller flere ganger, for utvinning av kopper og sink og den utlutede rest kan derpå behandles med kalium- eller natriumcyanid for oppløsning av gull og sølv.
* Disse' ekstraksjonsmetoder er kjent. Metallsaltene i oppløsningen kan utvinnes ved kjente metoder. For eksempel kan kopperet utfelles elektrolyttisk. Elektroiy11isk utfelling av kopper fra slike oppløsninger skjer med uoppløselige anoder. Den påsatte likestrøm bringer kopperet til å felles ut på katoden og elektrolytten blir kontinuerlig avtappet for kopper. Forurensningene blir fortrinnsvis fjernet før elektrolyse, det forekommer derfor ingen oppbygging av foru-rensninger i csellen. Brukt élektrolytt kan fortynnes méd vann til opprinnelig syreinnhold og brukes på. nytt som oppløsnings-middel for utlutning av mer utlutningsrest. Utløsning, og elektrolyttisk utfelling av sink og andre metaller kan skje på liknende måte. Om ønsket kan solvent-ekstraksjon benyttes som kjent på området.
t ■ " • •-' ■
Visse edelmetaller.særlig gull pg sølv*vil eventuelt bli tilbake i utlutningsresten* Disse edelmetallene kan utvinnes på kjent måte ved å oppløse gull og sølv i oppløsninger av kalium- eller natrium-cyanid.
Gullet og sølvet oppløses av den kjemiske oppløsning vanligvis under opptak av varierende mengder oksygen eller luft for å.fullstendiggjøre metalloppløsningen. Derpå føres opp-løsningen inneholdende edelmetallene gjennom en fortykker og en klaringsapparatur og til et fellingssystem hvor gull- og eølv-bestanddelene utfelles og fellingene reduseres til elementært sølv eller gull i en ovn. Når det gjelder klorid-dampero.benyttee klorerende syrer som aqua regla eller saltsyre under brenningen. Brenningsresten kan då behandles i noen tilfelle bare med vann eller med vann.inneholdende en mindre mengde av enten kongevann eller saltsyre og praktisk talt all gull. sølv og platina går i oppløsning. Gullet, sølvet og platina fra denne oppløsning
kan utvinnes på kjent, måte ved f.eks. utfelling av gullet med oksalsyre i renset oppløsning eller tilsetning av maursyre for utfelling av platina fra kloridoppløsningen.
De hovedmetaller som utvinnes fra yaskeoppløsningen er gull dg platina. Gull og platina kan opparbeides fra vaske-oppløsningen ved avtapping av en viss andel vaskeoppløsning under resirkulering og føring av denne avtapperie strøm gjennom en kolonne fyit med absorbsjons-polymer som absorberer gull og
platina på harpiksen. Etter at polymerkolonnen har oppbrukt absorbs jonsevnen kan den regenereres og platina og gull utvinnes som klorid ved desorbsjon med fortynnet saltsyre.
Typiske jonevekslerharpikser som kan benyttes har følgende varemerkers "Srafion NMRRM. "IpnåonSRXL" og "PAZ". Andre uty&nningsmetoder kan også brukes for ekstraksjon av edelmetallene fra vaskeoppløsningen eller fra brenningsresten. I forbindelse med klorerende brenning kan aqua regia eller ren klorid som saltsyre* perklorsyre eller hypoklorsyre brukes. Brenningsresten kan i disse tilfelle vanligvis behandles med vann, fortynnet saltsyre eller fortynnet kongevann og praktisk talt alt gull. sølv og platina vil gå 1 oppløsning. Edelmetallene kan utvinnes på vanlige måter ved f.eks. å utfelle
.gullet ved oksalsyre fra renset oppløsning eller utfelling av platina fra kloridoppløsningen ved tilsetning av maursyre. Siden
man ikke kjenner nøyaktig de former som edelmetallene omdannes
til under brenningsprosessen kan man benytte forskjellige me- '
toder for å oppnå maksimalt utbytte. For eksempel vil sulfater ende røsting sannsynligvis ikke omdanne gull. sølv og platina til sulfat men vil på en eller annen måte frigjøre disse metallene frå malmene på en-"'slik måte at de kan ekstraheres i Oppløsning. Det kan være gunstig å oppvarme edelmetallholdig utlutnings-oppløsning til tørrhet og utvinne edelmetallene ved smelting.
Den beskrevne metode er anvendelig på alle mineraler og kan derfor brukes for behandling av ukonsentrerte malmer i form av råmalm, "svartsand", rester, slagg etc. Med andre ord kan mineraler fra et hvilket som helst prosesstrinn benyttes.
De følgende eksempler illustrerer, oppfinnelsen men skal ikke oppfattes begrensende. I eksemplene ble alle forsøk gjort ved å blande findelte faste stoffer under 100 mesh med syrer som fremgår av hvert eksempel, til en oppslemming. Beholderen med oppslemming .ble anbragt 1 en ovn og brenningen ble foretatt ved oppvarming av beholder og. innhold til de angitte temperaturer. Ovnen ble lukket og er utstyrt slik at damper og gasser fra brermeoperasjonen går gjennom et. vaskesystem for opp-løsning av oppløselige gass-bestanddeler.. Oppløsningen som ble brukt til vaskingen inneholdt syre for å øke oppløsningsgradeh. Gassene ble fjernet fra ovnen gjennom to vannatrålepumper og et pakket vasketårndg ført til atmosfæren.
Eksempel 1.
Et gulImalmkonsentrat ble redusert til partikkel-størrelse 90$ mindre enn 150 mesh* En prøve på 53»5g konsentrat ble blandet med 135 g 98$-ig HgSO^, 3g NaCl og 20 g vann til en total oppslemmet blanding med vekt 211,5 g. Oppslemmingen ble blandet i porselensbeholder og hensatt 24 timer ved svak varme og deretter innsatt i ovnen ved romtemperatur. Det tok 50 minutter før ovnen nådde driftstemperatur på 630°C, som derpå ble holdt i 2 timer.
En oppløsning på 6000 ml vann inneholdende 50 ml konsentrert HC1 ble brukt til vaskeoppløsning som ble resirkulert kontinuerlig med to pumper. Brenneprosessen ble utført under stillestående forhold. Brenneresten ble tatt ut av ovnen, satt til avkjøling og veide da 63»3g.
Malmen før behandling, vaskeoppløsningen og brenningsresten ble analysert ved atomabsorbsjons-spektrofotometer og viste seg å inneholde følgende mengder gull., sølv og platina i
Av ovenstående tall er det klart at den foreslåtte behandling forandret malmkonsentratet på en slik måte at man ' fikk utløst mengder av gull, sølv og platina som ikke ble påvist før behandlingen. Det er også av betydning å merke seg at, mesteparten av platina ble utvunnet fra vaskeoppløsningén.
Eksempel 2.
Et koppermalmkonsentrat som for det meste besto av kalkopyritt ble oppmalt til 90$ - 325 mesh; En 300 g prøve av konsentratet ble blandet med 360 g 98$-ig H^SO^ og 80 g vann til en total blanding med vekt 7^0 g. Blandingen ble omrørt og oppvarmet ved en temperatur på ca. 100°C i en panne i omtrent 1 time og anbragt i ovn ved romtemperatur.". Etter plasering i ovnen sluttet man å røre og blandingen ble brent stillestående. Det tok omkring 1 time og 5 minutter før ovnen nådde en temperatur på 630°C hvoretter oppslemmingen ble brent ved denne temperatur i 2 timer.
Røyk og damp fra brenningsprosessen ble vasket med 7175 n»l vann inneholdende 100 ml konsentrert HgSO^. Vaske-oppløsningén ble resirkulert under brenneprosessen med pumper. . Brenningsresten ble tatt ut av ovnen og satt til kjøling og
viste seg å veie 482,9 g • Brenningsresten ble utlutet i 1 time og 45 minutter med vann og i 3 timer med fortynnet svovel
syre. Den tørre rest etter utluting veide 85»46 g. Ubehandlet kalkopyrittkonsentrat, ikke-utlutet brenningsrest, utlutet brenningsrest, vaskeoppløsning og brenningsrest etter syreut-løsning ble analysert ved atomabsorbsjon-metoder med følgende resultater..
En 85 g prøve av den tørkede brenningsrest ble behandlet ved romtemperatur med 600 ml vann og 0,8 g NaCN, omrørt 2 timer og hensatt 10 timer. Ved analyse fant man at 99,3$
av gullet og 98,8$ av sølvet var utløst som cyanid fra brenningsresten. Ovenstående data viser en utvinning på 97*5$ av kopperet som ble påvist i den ikke-utlutede brenningsrest etter behandling.
Disse verdier viser igjen den store nytte av foreliggende oppfinnelse ved frigjøring og utvinning av edelmetaller i større mengder enn påviselig ved tidligere metoder. Som vist kan edelmetallene og kopperet i «fen behandlede brenningsrest utvinnes ved utløsning fulgt av cyanidbehandling som gir nesten kvantitative utbytter.
Eksempel 3.
En prøve'av berylliummalm ble malt til - 150 mesh og 50 g prøve ble blandet med 72 g 98$-ig HgSO^og 15 g vann til ialt 137 g som ble omrørt i en beholder og anbragt i ovn under stillestående forhold ved 300°G. Temperaturen ble langsomt øket iløpet av 45 minutter til driftstemperatur lik 630°G sOm ble opprettholdt i 2 timer. Røyker og gasser ble vasket med 5100 ml vann inneholdende 50 ml 98#-ig HgSO^. Etter avkjøling ble brenningsresten utløst i en oppløsning inneholdende 250 ml vann og 50 ml 98$-ig HgSO^. Den utløste rest veide 30 g. Ubehandlet malm. ikke utløst brenningsrest.utlutingsoppløsning.den utlutede brenningsrest og vaskeoppløeningen ble analysert ved absorbsjons-spektrofotometri og ga følgende resultater:
Edelmetaller ble som vist frigjort og utvunnet i mengder større enn påvist ved utgangsanalyser. Det er viktig å bemerke mengden edelmetall utvunnet i vaskeoppløsningen og videré at berylliumutvinningen i utlutingsoppløsningen var 99,7$ av mengden i ikke-utlutet brenningsrest.
Eksempel 4.
Man benyttet slagg fra blysmelteprosess oppmalt til - 150 mesh. En slaggprøve på 20 g ble blandet med 18 g 98$-ig HgSO^, 10 g Fe2(S0^)^ og 60 g vann til en samlet vekt på 108 g som ble anbragt i én beholder, omrørt grundig og satt inn i ovn. Ovnen nådde en temperatur på 630°C etter ca..1 time og ble holdt på denne temperatur i 2 timer. Brenningsresten ble tatt ut av ovnen avkjølt og utlutet med 10$-ig svovelsyre i 2 timer. Analyse før behandling viste et sinkinnhold i slagget på 7»44$ eller 1,488 g sink. I prøven inneholdt det tørkede utlutede re8lduum 0,0154 g sink. Den utlutede oppløsning inneholdt en gjenvinningsprosent på 99$ sink.
Eksempel 5.
Kromholdig sand ble oppmalt til - 150 mesh. En prøve På 50 g sand ble blandet med 54 g 98$-ig HgSO^og 10 g vann i en beholder til ialt 114 g. Etter røring ble beholderen anbragt i en ovn og oppvarmet til 630°C som ble holdt i 2 timer og 15 minutter. Røyken fra brenningsprosessen ble vasket med 45OO ml vann pluss 100 ml 98$-lg svovelsyre. Etter brenningen ble den ikke-utlutede brenningsresten avkjølt og veid og viste seg å inneholde 69,7 g. Brenningsresten ble ikke utlutet og man gjennomførte en analyse av den ubehandlede sand, Ikke-utløst brenningsrest og gassvaskeoppløsning med resultater som fremgår av tabell 5A:
£h prøve av kromit-brennlngsresten på 12,4 g ble brent på nytt sammen med 10 ml 98$ H^SO^og 7 ml vann. Blandingen ble anbragt i ovn ved 630°C som ble nådd etter 35 minutter og holdt på 630°C i ytterligere 1 time og 35' minutter under stillestående forhold. Røyken fra brenningsprosessen ble vasket med 4500 ml vann inneholdende 100 ml konsentrert saltsyre. Brenningsresten ble tatt ut av ovnen*avkjølt og veide da 15»3 g»Brenningsresten ble utlutet med fortynnet HgSO^-. oppløsning. Dén ikke-utlutede brenningsrest etter første kjø-ring, utlutet brenningsrest etter andre brenning og, utlut-ningsoppløsning samt vaskeoppløsning ble analysert med tabeller som fremgår av tabell 5B nedenfor: ....
Ved å legge sammen resultatene fra begge forsøk fikk man en total utvinningsgrad som fremgår av tabell 5C:
Brenningsresten ble cyanidutløst for å kontrollere gullutvinningen. Man fikk utbytte på 99»4$ gull fra brenningsresten.
Ovenstående resultater viser at ikke bare oppnås større mengder edelmetaller ved foreliggende utvinningsmetode enn ved kjente teknikker mén også at kromutvinningen forbedres.
Eksempel 6.
De forsøk som ble gjort i dette eksempel ble foretatt for å fastslå hvilken virkning partikkelstørrelsen hadde på utvinningsgraden. Den anvendte malm hadde høyt jerninnhold og var litt magnetisk. Man benyttet to prøver, en første oppmalt til 100$ minus 150 mesh og den andre oppmalt til ca. 400 mesh.
Forsøk A ( 150 mesh).
En blanding som inneholdt 46,3 g oppmalt malm, 90g 98$ HgSO^, 2 g NaCl og 20 g vann ble grundig omrørt i ehbeholder og hensatt i 24 timer. Beholderen og innholdet ble anbragt i en ovn under stillestående forhold og ovnen oppvarmet til 630°C som ble holdt i 2 timer. Alle damper og gasser ble ført gjennom et vasketårn med resirkulert vaskeoppløsning i en mengde på 5400 ml vann pluss 100 ml konsentrert HC1. Etter kjøling hadde man en rest på 60,2 g. Det ble ikke gjort forsøk på utlutning av mineralene i den behandlede rest. Man foretok analyser av råmalmen før behandling, ikke-utlutet brenningsrest og vaske-oppløsning, resultatene fremgår av tabell 6A:
Forsøk B ( 600 mesh).
En prøve Inneholdende 48,3 g råmalm ble blandet med 96,6 g 98$-ig HgSO^, 2 g NaCl og 20 g vann. Prøven ble omrørt og hensatt, i 24 timer. Beholderen med innhold ble oppvarmet i
ovn tinder stillestående forhold til 630°C og holdt i 2 timer. Alle røykgassene ble vasket med 5400 ml vann tilsatt 50 ml konsentrert HCl-oppløsning. Brenningsresten veide etter av-:.
kjøling 96,3 g»Det ble ikke gjort forsøk på utluting av brenningsresten men man foretok en analyse av utgangsmalmen,
den behandlede brenningsresten og vaskeoppløsningen. Resultatene fremgår av tabell 6Bt
Ovonsfcåoriilc forsøk via er ot je aox* finfordel i aalsrwaa blaudoe rø©& syr-oss, tl«v«s» jo £4»©ro ©p^aaiingags-Qd, desto oe?-rui"iotoa*Sig vil 42ea TijcraAoLsO rooliojon vÉDsre i «3oia ovorhotode «sg ofcliloståeacie feramiiB£?s-&lamlix»3. i-Jotallosae vil sålodosOjoro<g>fra©ine feia<3in&er o^lottcro roagoro ood ayipofie - til laetallsaltor* Botto vieoi?at oppfinnolsoa iMco foa^o02: v£!sfcig for utvijsnitio: av aetaller men Ofjså daanor es% £sro©gasa£"feaS.iG fos11 æes"aiøy&ktig eaåliag og analyse enn tidligere. I3a&.tsor- iafid-lortlct hueli© at <Aot ittko er analyeoraofcodoac i oog solv son os* unoyalsti^e mon do liitt-.il anvendte Ærofflgcwigssaåtor £-os> e&sftraks^oi* av sno tallen©fra prøvene som har vært utAløtjroSsZsGlige. Bot of Ivlart at «år taineraler er. behandlet i hcahold til' «p^ftimioløc» kasa & e kjeet©©åle» og aiialyse-taotoclof teru&oø å fimæto do tilstedevusroiwio aoi al iao»£jder 4
Ekaeqrflol 7.
Kåffiatorial© os* i <letto tilfella □ofcerialrestes?iTsra elektrolyttisk sisattanlogg» i estene koetås* av xa©ppløato tsalsl» norin^sraster ottor at sJjafcfcon<g>entsratot or ro©tet te f^josaiiag av svovoS»lailutot ao. é varm brakt elektrolytt Is^cfeeldcstdlG svovelsyre i noen timer for å fjerne all sinkoksyd som vil opp-løses og filtrert og -vasket med vann. Vanligvis etterlates omkring 5 til 10$ sink i brenningsresten i ikke-oppløst tilstand fordi denne sink er bundet som jernferrit (ZnO^FegO^) som er uoppløselig i den anvendte oppløsning* Kalsinerings-resten inneholdt 19»21$ sink. 12,63$ bly»0,2005$ kopper, 0,0727$ antimon, 0,0049$ kobolt, 0,0067$ nikkel, 35,03$ jern, ikke målbare mengder gull, 127 g/tonn sølv og små mengder spor-stoffer som kadmium og germanium.
En prøve på 14,21 g kalsineringsrest oppmalt til
- 325 mesh ble blandet med en oppløsning som innehold 11,0 g 98$-ig HgSO^ og ca. 10 g vann. Blandingen ble omrørt grundig og.anbragt i en ovn under stillestående forhold hvor den ble jevnt oppvarmet til 630°C som ble holdt i 1,5 timer. Det ble
ikke brukt vasketårn. Brenningsresten ble utlutet med fortynnet HgSO^-oppløsning og man foretok en analyse av ubehandlet malm, utlutet brenningsrest og utlutningsoppløsning. Resultatene fremgår av tabell 7*
Gjenvinningsmetodene ved ovenstående forsøk er
basert på de mineraler som går i oppløsning ved utlutningen med unntak av sølv og gull som utløses vedcyanidbehandling.
Man vil se at sink og kopper fås i kvantitative utbytter. For-søk viser at alle metaller inklusive jern påvirkes av den over-ilet ede syre. Når jern dekomponeres har det vist seg ved alle forsøk at det foregår en frigjørelse av edelmetaller som ikke ellers kan påvises eller måles ved vanlige analysemetoder. Alle målinger og analyser er foretatt etter standard analysemetoder»hovedsakelig ved hjelp av atomabsorbsjon-spektrofotometer.
Eksempel 8.
Dette forsøk er foretatt med typisik råmalm inneholdende sinkoksyd oppmalt til - 150 mesh. 50 g malm ble blandet med 54 g 98#-ig HgSO^ og 10 g vann. Blandingen ble rørt grundig og brent 2 timer ved 630°C. Røyken frabrenne, ovnen ble.vasket med 4500 ml vann. Brenningsrestene ble fjernet»avkjølt og veid og ga 62,8 g brenningsrest. Brenningsresten
ble utlutet i,5 time med 100 ml vann fulgt av utlutning i 1,5
time med 200 ml vann som inneholdt 20 ml 98$-ig HgSO^. Den tørre utlutnihgsrest veide 19,7 g. Man foretok en analyse av råmalmen, ikke-utlutet brenningsrest, utlutet brenningsrest, utlutrilngs-oppløsning og vaskeoppløsning med resultater som fremgår av tabell 8:
Eksempel 9»
Ubehandlet malm til dette eksempel ble oppmalt til
- 150 mesh. 50 g malm ble anbragt i en beholder og blandet nøjie med 60 ml konsentrert HC1 og 20 ml konsentrert HNO^pluss 20 ml vann. Etter røring ble blandingen satt i ovn og brent ved 630°C under stillestående forhold i 2 timer, hvilket ga 56,5 g brenningsrest. Røykgassene fra prøven ble vasket i 5800 ml vann inneholdende 50 ml konsentret HC1 som ble resirkulert gjennom et pakket tårn. Ubehandlet malm, ikke-utlutet brenningsrest og gass-vaskeoppløsning ble analysert med resultater som fremgår av tabell 9:
Eksempel 10.
En jernholdig kopperoksyd-silikatmalm som vanligvis ansees ubrukelig på grunn av at kopperet ikke kan utlutes, flo-teres eller behandles på annen måte ble oppmalt til - 150 mesh og en prøve på 55»6 g ble blandet med 90 g 98$ H^SO^, 2 g NaCl
og 20 g vann. Etter røring og brenning i 2 timer ved 630°C under stillestående forhold fikk man 66,3 S rest i beholderen.
Gassene under brenningen ble vasket med 5300 ml vann inneholdende 50 ml 98$-ig HgSO^. Vaskingen ble foretatt ved å re-sirkulere oppløsning' gjennom en fylt tårn. Brenningsresten ble utlutet méd 15 ml 98$-ig HgSO^fortynnet med 200 ml vann. Etter utluting og tørking hadde man kk, 3 g utlutet brenningsrest. En analyse ga tall som fremgår av tabell' iQi
Eksempel 11.
En sink-sølvmalm ble malt til - 150 mesh og 95 g malm blandet med 130 ml konsentrert HC1, 30 ml konsentrert HNO^og 10 ral vann. Blandingen ble omrørt grundig og anbragt i en ovn ved romtemperatur som deretter ble oppvarmet til 700°C og holdt her i 2 timer. Røykgassene fra brenningen ble vasket med 7800 ml fortynnet HC1-oppløsning som ble resirkulert gjennom et fylt tårn. Etter brenningen ble brenningsresten på 122,0 g utlutet med 190 ml oppløsning av 150 ml vann, 30 ml konsentrert HOI og 10 ml konsentrert HNO^. Utlutnings-resten ble tørket og veid til 75,6 g. Man analyserte råmalmen, den utlutede brenningsrest , utlutningsoppløsningen og gassoppløsningen med resultater som fremgår av tabell 11:
Eksempel 12.
En åntimonholdig malm ble oppmalt minus 150 mesh.
En prøve på 50 g av malmen ble blandet med 100 ml konsentrert HC1, 5 ml konsentrert HN0^og 10 ml vann og grundig blandet i
1,5 time og anbragt i en ovn ved v. temp era tur 300°C som i løpet av 45 minutter hadde nådd 630°C hvorpå blandingen ble rent ved 630°C i 1,5 time under stillestående forhold og tatt ut av ovnen. Gassene fra ovnen ble vasket med 5*>00 ml vann inneholdende 50 ml konsentrert HG1. Brenningsresten ble utlutet
med 510 ml oppløsning av 100 ml konsentrert HG1. Ubehandlet malm, ikke-utlutet brenningsrest, utlutet brenningsrest, ut-lutningsoppløsning og vaske-oppløsning ble analysert med resultater som fremgår av tabell 12.
Eksempel 13.
En prøve på 100 g kvarts ble oppmalt til minus
150 mesh og blandet med 60 ml konsentrert HC1, 20 ml konsentrert HN0o og 20 ml vann og blandet omhyggelig. Blandingen ble satt i en ovn og brent ved 700 C under stillestående forhold i 2 timer. Gassen som ble avgitt under brenningen ble vasket med 8000 ml vandig oppløsning. Etter brenningen veide residuumet. 107»3 g» Brenningsresten bie ikke utlutet. Ubehandlet malm. ikke utlutet brenningsrest og gassvaskeoppløsning ble analysert som det' fremgår av tabell 13:
Eksempel 14»
En prøve på 400 g finfordelt ubehandlet edelmetallholdig malm ble omrørt med 200 ml konsentrert saltsyre og. 100 ml vann til en oppslemming. Denne ble innsatt i en ovn ved 50°C.
Etter 1,5 time hadde ovnen nådd en driftstemperatur på 630°C og ble holdt ved denne temperatur i 2 timer. Røykgasser fra ovnen under brenningen ble vasket i et fylt tårn med 3400. ml vann.
Man fikk en rest på 529,2 g.
Ubehandlet malm, ikke utlutet residuum og vaskeopp-løsning ble analysert med resultaterssom fremgår av tabell 14:
Claims (4)
1.. Fremgangsmåte for behandling av mineraler for omdanning av non-ferrometaller i mineralene til en utvinnbar form, karakterisert ved at man
a) blander finfordelte mineraler med en vandig oppløsning inneholdende en uorganisk syre, til en oppslemming hvor det støkiometriske forhold uorganisk syre/non-ferrometall er minst 1,5 til 1,
b) oppvarme oppslemmingen til tørrhet og brenner den, under stillestående forhold ved en temperatur på ca. 3p0 til 800°C og i tilstrekkelig lang tid til å omdanne nevnte non-ferrometaller til utvinnbare metallsalter.
2. Fremgangsmåte som angitt i krav 1, karakt e r i-. sert ved at mineralet er ubehandlet malm eller tilsvarende materiale som er tatt fra et hvilket som helst behandlingstrinn.
3. Fremgangsmåte som angitt i krav 2, karakterisert ved at mineralet er finfordelt til en partikkelstør-relse på 100 mesh eller under før behandling.
4. Fremgangsmåte som angitt i krav 3, karakterisert ved at den uorganiske syre velges blant svovelsyre, saltsyre, salpetersyre, fluss-syre, perklorsyré, hypoklorsyre og blandinger avdisse.
5» Fremgangsmåte som angit i krav 4,k a rak t e r 1-s e r. t: v é. d at den uorganiske syre er svovelsyre..
6. Fremgangsmåte som angitt i krav 4, karakter!-s e r t ved at den uorganiske syi'6 er en blanding av salt
syre og salpetersyre.
7» Fremgangsmåte som angitt i krav 4, karakterisert ved at oppslemmingen inneholder.i tillegg til uorga
nisk syre et salt av et alkalimetall, jordalkalimetall eller jern.
8. Fremgangsmåte som angitt i krav 7, karakterisert ved at saltet er ferrisulfat eller natriumklorid.
9. Fremgangsmåte som angitt i krav 5, karakterisert ved at malmen er en kopper- eller sink-malm og oppslemmingen oppvarmes til tørrhet og brennes ved ca. 575 til 650°C.
10. Fremgangsmåte for utvinning av non-ferrometaller fra mineraler, k a;r a k t e r i s e r t -v e d at man ' a) blander finfordelte mineraler med en vandig opp-løsning: av en uorganisk syre til en oppslemming med støkiometrisk forhold uorganisk syre/non-ferrometaller på minst 1,5 til 1^
b) oppvarmer oppslemmingen til tørrhet under stillestående forhold ved en temperatur på ca. 350 til 800°C og tilstrekkelig lang tid til at non-ferrometallene omdannes til utvinnbaré metallsalter,
c) vasking av røykgassene fra brenningen med en vandig oppløsning for å fjerne flyktige non-ferro-metallforbindelser som er avdampet,
d) behandler den tørre brenningsrest med en eller flere vandige utlutningsoppløsninger for å ekstrahere nevnte oppløselige non-ferro-salter som er dannet ved oppvarmingen og
e) utvinner non-ferrometallene fra nevnte vaske-og utlutnlngs-oppløsninger.
11. Fremgangsmåte som angitt i krav 10, karakterisert ved at gassene fra brennetrinnet vaskes med
en fortynnet oppløsning av svovelsyre eller saltsyre.
12. Fremgangsmåte som angitt i krav 10, karakterisert ved at den tørre brenningsrest utlutes med en fortynnet oppløsning av svovelsyre, saltsyre, salpetersyre, fluss-syre eller blandinger av disse.
13* Fremgangsmåte som angitt i krav 10, k a r a k-
t er i sert v e d at malmen er en kopper- eller sinkmalm og oppslemmingen oppvarmes til tørrhet og brennes ved ca. 575
til 650°C.
Ikt Fremgangsmåte som angitt 1 krav 13, karakterisert , ved at metallet som utvinnes ved utlutnings-oppiøsningen er et oppløselig kopper-salt.
15. Fremgangsmåte som angitt i krav 13, karakterisert ved at metallet som utvinnes i utlutnings-oppløsningen ér et oppløselig sinksalt.
16. Fremgangsmåte for utvinning av edelmetaller i form av gull, sølv eller platina fra mineralske.råstoffer, karakterisert ved at man
a) blander finfordelt mineral med en vandig oppløs-ning av uorganisk syre til en oppslemming hvor det støkiometriske forhold uorganisk syre/edelmetall er minst 10 til 1,
b) oppvarmer oppslemmingen til tørrhet under stillestående forhold ved en temperatur på ca. 350 til 800°C i tilstrekkelig lang tid.til at edelmetallene frigis frå den form de foreligger i mineral-bestand-delene og omdannes til utvinnbare metallsalter,
c) vasker røykgassene fra brenneprosessen med en vandig oppløsning for å fjerne flyktige edelmetall-bestanddéler som er avdrevet under brenningen,
d) behandler brenningsresten med en eller flere vandige utlutnlngs-oppløsninger for å ekstrahere edelmetall-saltene som er dannet ved brenningen og e) utvinner edelmetallene fra vaske- og utlutnings-oppløaningene.
17* Fremgangsmåte som angitt i krav 16, karakterisert ved at den tørre brenningsrest utlutes med en fortynnet oppløsning av en uorganisk syre, en uorganisk base eller vandig cyanid.
18. Fremgangsmåte som angitt i krav 17, k a r a k - t e r i3 e r t ved at den tørre brenningsresten utlutes med en fortynnet syreoppløsning hvor syren består av sovelsyre, saltsyre, salpetersyre, fluss-syre eller blandinger av disse.
19. Fremgangsmåte som angitt i krav 17 f ka r akk-t e r i s e r tv e d at brenningsresten utlutes med en vandig cyanidoppløsning i form av kalium- eller natrium-cyanid.
20. Fremgangsmåte som angitt i krav 17, k a r a k - terise/rtved at den tørre brenningsresten først utlutes med vann eller en fortynnet oppløsning ay <r> en uorganisk syre og deretter behandles med en cyanidoppløsning i form av kalium-
eller natrium-cyanid.
21. Fremgangsmåte som angitt i krav. 18, karakterisert ved at metallet som utvinnes fra vaske- og utlutnings-oppløsningene er platina, gull eller sølv..
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US05/547,780 US3958985A (en) | 1975-02-07 | 1975-02-07 | Extraction method for non-ferrous metals |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO760397L true NO760397L (no) | 1976-08-10 |
Family
ID=24186095
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO760397A NO760397L (no) | 1975-02-07 | 1976-02-06 |
Country Status (17)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US3958985A (no) |
| JP (1) | JPS51125604A (no) |
| AU (1) | AU1052576A (no) |
| BE (1) | BE838354A (no) |
| CA (1) | CA1064711A (no) |
| DE (1) | DE2604402A1 (no) |
| ES (1) | ES444956A1 (no) |
| FI (1) | FI760281A7 (no) |
| FR (1) | FR2300137A1 (no) |
| GB (1) | GB1537832A (no) |
| IT (1) | IT1065076B (no) |
| NL (1) | NL7600662A (no) |
| NO (1) | NO760397L (no) |
| OA (1) | OA05243A (no) |
| PH (1) | PH11165A (no) |
| ZA (1) | ZA7647B (no) |
| ZM (1) | ZM776A1 (no) |
Families Citing this family (32)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CS188421B1 (en) * | 1975-12-29 | 1979-03-30 | Ivo Peka | Method of obtaining platinum from used catalyst |
| CS184202B1 (en) * | 1975-12-29 | 1978-08-31 | Ludek Vodicka | Method for obtaining palladium from used catalysts |
| US4003740A (en) * | 1976-01-06 | 1977-01-18 | Allied Chemical Corporation | Recovery of copper from copper sulfide ores containing copper and iron |
| CA1121605A (en) * | 1978-05-05 | 1982-04-13 | Igor A.E. Wilkomirsky | Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates |
| EP0010365A1 (en) * | 1978-09-25 | 1980-04-30 | Texasgulf Inc. | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values |
| SE431009B (sv) * | 1981-10-16 | 1983-12-27 | J Jet Konstruktion Hb | Sett att driva en forbrenningsmotor med alternativa brenslen och forbrenningsmotor for drift med alternativa brenslen |
| 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 |
| JPS63111134A (ja) * | 1986-10-30 | 1988-05-16 | Kantaro Yamamoto | 硫化鉱物及びテルル化金銀鉱から金を採取する方法 |
| AU9006891A (en) * | 1991-01-03 | 1992-07-09 | Chevron Research And Technology Company | Recovery of gold from refractory ores and concentrates |
| FR2705102B1 (fr) * | 1993-05-12 | 1995-08-11 | Rhone Poulenc Chimie | Procede de traitement de compositions contenant des metaux precieux et autres elements de valeur en vue de leur recuperation. |
| US5612008A (en) * | 1995-07-27 | 1997-03-18 | Kirk; Donald W. | Process for treating solid waste containing volatilizable inorganic contaminants |
| US6494932B1 (en) * | 2000-06-06 | 2002-12-17 | Birch Mountain Resources, Ltd. | Recovery of natural nanoclusters and the nanoclusters isolated thereby |
| AU2001277182B2 (en) * | 2000-07-25 | 2005-04-28 | Freeport-Mcmoran Corporation | Method for Recovering Copper from Sulfide Ore Materials Using High Temperature Pressure Leaching, Solvent Extraction and Electrowinning |
| AU2001277161B2 (en) | 2000-07-25 | 2005-04-07 | Freeport-Mcmoran Corporation | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching |
| OA12344A (en) | 2000-07-25 | 2006-05-15 | Phelps Dodge Corp | Processing elemental sulfur-bearing materials using high temperature pressure leaching for sulfuric acid production and metal recovery. |
| US6451089B1 (en) | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for direct electrowinning of copper |
| US6451088B1 (en) | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Method for improving metals recovery using high temperature leaching |
| US20050126923A1 (en) * | 2001-07-25 | 2005-06-16 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| US7811594B2 (en) * | 2002-03-28 | 2010-10-12 | Beiersdorf Ag | Crosslinked oil droplet-based cosmetic or pharmaceutical emulsions |
| AUPS167402A0 (en) * | 2002-04-11 | 2002-05-16 | Platinum Australia Limited | Method for extracting pgms |
| US20040188356A1 (en) * | 2003-03-24 | 2004-09-30 | Haydock Intellectual Properties, L.L.C. | System for producing large particle precipitates |
| US7736487B2 (en) * | 2004-10-29 | 2010-06-15 | Freeport-Mcmoran Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction |
| CA2588257C (en) * | 2004-10-29 | 2010-03-09 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| EP1805336B1 (en) * | 2004-10-29 | 2012-08-15 | Freeport-McMoran Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| RU2291907C1 (ru) * | 2006-01-10 | 2007-01-20 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Способ извлечения благородных металлов |
| RU2375334C1 (ru) * | 2008-05-27 | 2009-12-10 | Закрытое акционерное общество "Завод минеральных удобрений Кирово-Чепецкого химического комбината" (ЗАО "ЗМУ КЧХК") | Способ извлечения фосфора из железосодержащих отходов переработки вятско-камских фосфоритов |
| US8673055B2 (en) * | 2009-03-20 | 2014-03-18 | Bomi P Framroze | Improving the recovery of precious metals from recalcitrant refractory ore |
| AU2015100109A4 (en) * | 2014-03-18 | 2015-03-12 | Subhash KADAM | Metallurgy of noble metals found from the soil of mangalwedha |
| CN113481546B (zh) * | 2021-08-13 | 2024-03-22 | 辽宁大学 | 一种氧化锌/硫化锌复合薄膜光电极及太阳能光致沉积贵金属的回收装置 |
| CN115112518B (zh) * | 2022-07-04 | 2023-09-12 | 山东招金金银精炼有限公司 | 一种电铸缸液中含金量的分析方法 |
| GB202409482D0 (en) * | 2024-07-01 | 2024-08-14 | Johnson Matthey Plc | A method of refining a platinum group metal |
Family Cites Families (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1305788A (en) * | 1919-06-03 | Treatment of electrolytic slihes | ||
| US1415346A (en) * | 1922-05-09 | Ghtjsetts | ||
| US3726667A (en) * | 1971-10-29 | 1973-04-10 | Treadwell Corp | Process of leaching sulfide containing materials with hot,strong sulfuric acid |
| US3868440A (en) * | 1973-05-30 | 1975-02-25 | Anaconda Co | Recovery of metal values from copper slag |
-
1975
- 1975-02-07 US US05/547,780 patent/US3958985A/en not_active Expired - Lifetime
-
1976
- 1976-01-05 ZA ZA00760047A patent/ZA7647B/xx unknown
- 1976-01-08 PH PH17945A patent/PH11165A/en unknown
- 1976-01-14 ZM ZM776A patent/ZM776A1/xx unknown
- 1976-01-20 GB GB216576A patent/GB1537832A/en not_active Expired
- 1976-01-22 NL NL7600662A patent/NL7600662A/xx not_active Application Discontinuation
- 1976-01-23 AU AU10525/76A patent/AU1052576A/en not_active Expired
- 1976-01-26 CA CA244,223A patent/CA1064711A/en not_active Expired
- 1976-02-05 FI FI760281A patent/FI760281A7/fi not_active Application Discontinuation
- 1976-02-05 DE DE19762604402 patent/DE2604402A1/de active Pending
- 1976-02-06 FR FR7603323A patent/FR2300137A1/fr active Granted
- 1976-02-06 BE BE7000773A patent/BE838354A/xx unknown
- 1976-02-06 JP JP1150976A patent/JPS51125604A/ja active Pending
- 1976-02-06 ES ES444956A patent/ES444956A1/es not_active Expired
- 1976-02-06 NO NO760397A patent/NO760397L/no unknown
- 1976-02-07 OA OA55737A patent/OA05243A/xx unknown
- 1976-02-09 IT IT1998176A patent/IT1065076B/it active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES444956A1 (es) | 1977-05-01 |
| IT1065076B (it) | 1985-02-25 |
| US3958985A (en) | 1976-05-25 |
| BE838354A (nl) | 1976-05-28 |
| GB1537832A (en) | 1979-01-04 |
| FI760281A7 (no) | 1976-08-08 |
| ZA7647B (en) | 1976-12-29 |
| FR2300137A1 (fr) | 1976-09-03 |
| JPS51125604A (en) | 1976-11-02 |
| OA05243A (fr) | 1981-02-28 |
| NL7600662A (nl) | 1976-08-10 |
| FR2300137B3 (no) | 1979-10-12 |
| ZM776A1 (en) | 1977-02-21 |
| PH11165A (en) | 1977-10-28 |
| AU1052576A (en) | 1977-07-28 |
| DE2604402A1 (de) | 1976-08-19 |
| CA1064711A (en) | 1979-10-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| NO760397L (no) | ||
| US4378275A (en) | Metal sulphide extraction | |
| Urosevic et al. | Recovery of copper from copper slag and copper slag flotation tailings by oxidative leaching | |
| US5104445A (en) | Process for recovering metals from refractory ores | |
| Wang et al. | Simultaneous extraction of gold and zinc from refractory carbonaceous gold ore by chlorination roasting process | |
| US3988415A (en) | Recovery of precious metal values from ores | |
| Murthy et al. | Leaching of gold and silver from Miller Process dross through non-cyanide leachants | |
| CN103343224A (zh) | 一种含金物料中金的快速提取方法 | |
| CA2480229C (en) | Process for extracting platinum group metals | |
| AU2021204219B2 (en) | Recovery of Metals from Pyrite | |
| US3476552A (en) | Mercury process | |
| AU723800B2 (en) | Process for stabilization of arsenic | |
| Haver et al. | Recovering elemental sulfur from nonferrous minerals: Ferric chloride leaching of chalcopyrite concentrate | |
| Zhang et al. | Reductive acid leaching of cadmium from zinc neutral leaching residue using hydrazine sulfate | |
| Vazarlis | Hydrochloric acid-hydrogen peroxide leaching and metal recovery from a Greek zinc-lead bulk sulphide concentrate | |
| Mpinga et al. | Atmospheric leach process of high-chromitite PGM-bearing oxidized mineralized ore through a single-stage and two-stage techniques | |
| US3367740A (en) | Promotion agents in the sulphation of oxidized nickel and cobalt bearing ores | |
| WO2001042519A1 (en) | Recovery of precious metals | |
| GB2096982A (en) | Process for the recovery of lead and silver chlorides | |
| Anderson et al. | The application of sodium nitrite oxidation and fine grinding in refractory precious-metal concentrate pressure leaching | |
| RU2119963C1 (ru) | Способ извлечения золота из упорных руд и концентратов | |
| Baimbetov et al. | Processing of copper smelting slag using sulfuric acid leaching: Technological aspects and solutions | |
| RU2763710C1 (ru) | Способ извлечения золота из золотосодержащего флотационного концентрата | |
| Yannopoulos | Treatment of refractory gold ores | |
| Kholmogorov et al. | Gold recovery from arsenopyrite refractory concentrates using hydrometallurgical technology |