RO126480B1 - Procedeu de obţinere a aurului şi argintului - Google Patents
Procedeu de obţinere a aurului şi argintului Download PDFInfo
- Publication number
- RO126480B1 RO126480B1 ROA201100207A RO201100207A RO126480B1 RO 126480 B1 RO126480 B1 RO 126480B1 RO A201100207 A ROA201100207 A RO A201100207A RO 201100207 A RO201100207 A RO 201100207A RO 126480 B1 RO126480 B1 RO 126480B1
- Authority
- RO
- Romania
- Prior art keywords
- copper
- gold
- silver
- solution
- sludge
- Prior art date
Links
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 70
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 47
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 36
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 35
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 25
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 52
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 29
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 15
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 14
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 8
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 7
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 6
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims abstract description 4
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 claims abstract description 3
- 230000007928 solubilization Effects 0.000 claims description 14
- 238000005063 solubilization Methods 0.000 claims description 14
- 239000004568 cement Substances 0.000 claims description 9
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims description 9
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 8
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 6
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims description 4
- 229910000851 Alloy steel Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000012190 activator Substances 0.000 claims description 2
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims description 2
- QXNVGIXVLWOKEQ-UHFFFAOYSA-N Disodium Chemical compound [Na][Na] QXNVGIXVLWOKEQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 23
- 239000000725 suspension Substances 0.000 abstract description 9
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 8
- AKHNMLFCWUSKQB-UHFFFAOYSA-L sodium thiosulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=S AKHNMLFCWUSKQB-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 5
- 235000019345 sodium thiosulphate Nutrition 0.000 abstract description 5
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 239000010959 steel Substances 0.000 abstract description 4
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 abstract description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 238000002386 leaching Methods 0.000 abstract 3
- 229940095054 ammoniac Drugs 0.000 abstract 1
- 229910000366 copper(II) sulfate Inorganic materials 0.000 abstract 1
- DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-N sulfurothioic S-acid Chemical compound OS(O)(=O)=S DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 32
- DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L thiosulfate(2-) Chemical compound [O-]S([S-])(=O)=O DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 8
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 7
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000004133 Sodium thiosulphate Substances 0.000 description 4
- XYXNTHIYBIDHGM-UHFFFAOYSA-N ammonium thiosulfate Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]S([O-])(=O)=S XYXNTHIYBIDHGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910001316 Ag alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 2
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 239000010944 silver (metal) Substances 0.000 description 2
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000007614 solvation Methods 0.000 description 2
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 2
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 2
- 239000002341 toxic gas Substances 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- XTEGARKTQYYJKE-UHFFFAOYSA-M Chlorate Chemical class [O-]Cl(=O)=O XTEGARKTQYYJKE-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N ammonia Natural products N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 238000005842 biochemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 copper metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000000945 filler Substances 0.000 description 1
- ZZUFCTLCJUWOSV-UHFFFAOYSA-N furosemide Chemical compound C1=C(Cl)C(S(=O)(=O)N)=CC(C(O)=O)=C1NCC1=CC=CO1 ZZUFCTLCJUWOSV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N heavy water Substances [2H]O[2H] XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002825 nitriles Chemical class 0.000 description 1
- 229910000069 nitrogen hydride Inorganic materials 0.000 description 1
- 231100000252 nontoxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000003000 nontoxic effect Effects 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 1
- 230000003381 solubilizing effect Effects 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 239000007921 spray Substances 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/20—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of noble metals
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Sunt cunoscute procedee de obținere a aurului și argintului prin solubilizare în soluții de tiosulfați alcalini a minereurilor și a concentratelor piritoase, printr-o oxidare prealabilă, sub presiune de oxigen în mediu alcalin sau acid; prin reacții biochimice, reacții de oxidare cu clor sau clorați, prin dizolvare directă în prezența cuprului sau a nichelului ca activatori. Separarea aurului și argintului din soluțiile de tiosulfați se realizează prin adsorbție pe schimbători de ioni, cărbuni activi, prin procedee electrochimice, prin cementare pe cupru, zinc sau aluminiu, prin precipitare cu sulfuri alcaline. Obținerea metalelor în stare pură se realizează printr-o topire alcalino-reducătoare și o rafinare electrochimică.
De exemplu în documentul CA 2412352 A1, solubilizarea unui minereu de tip Nevada cu 24,1 ppm Au (exemplul 1) se realizează în autoclave, cu o suspensie ce conține 25 g/l tiosulfat de amoniu la un raport solid:lichid de 1:3, la o presiune de oxigen de 100 at și la o temperatură de 2O...6O°C. Durata procesului este de 6 h, iar randamentul de solubilizare a aurului este de 81%. în condițiile exemplului 10, la un minereu aurifer cu 2,48 ppm Au, măcinat grosier și introdus în coloane din material plastic, stropit cu o soluție aerată ce conține 15 g/l tiosulfat de amoniu, la un debit de stropire de 12...130 l/hm2, o temperatură de 22°C, se obține un randament de solvire a aurului de 71% după 34 zile.
în brevetul CA 2209559, minereul cu 6 ppm Au se oxidează în mediu alcalin în autoclave sub o presiune de oxigen la 210...225° C. Suspensia obținută este alcalinizată la pH = 9 cu o soluție de amoniac, și supusă extracției cu o soluție ce conține 14,7 g/l tiosulfat și 1 g/l cupru. Aurul și argintul sunt solubilizați la un randament de 80%, și separați prin cementare cu zinc, cupru sau aluminiu. Metalele pure se obțin din cement prin procedee clasice hidro și pirometalurgice.
în brevetul US 2003/0051581, solubilizarea aurului se realizează cu o soluție 0,1 m de tiosulfat de amoniu și 500 mg/l ioni de cupru bivalent. Extracția metalelor aur, argint și cupru din soluția de tiosulfat se realizează cu rășini schimbătoare de ioni (IRA 93 sau IRA 410), când aurul se concentrează la 9 kg/t rășină.
în documentul WO 2007/053947, solubilizarea aurului din pirite se realizeazăîn două faze, și anume: în prima fază se oxidează compușii minereului cu oxigen în autoclave la 100 at, în suspensie de acid sulfuric diluat. Minereul oxidat este spălat cu apă și repulpat cu o soluție de 0,1 m sulfit de sodiu, la un raport solid:lichid de 1:2,5, și, conform exemplului 5, după 4 h de agitare la o temperatură de 70°C, se formează o soluție de 7,39 g/l tiosulfat de sodiu, care asigură un randament de solubilizare a aurului de 81%.
în documentul WO 2007/098603, solubilizarea unui minereu cu 17 g/l aur se realizează cu o soluție de tiosulfat de amoniu 0,2 m ce conține CuSO4 · 5H2O 300 mg/l și NH4OH 0,9 m, are o durată de 24 h la un randament de 90,7%. Aurul solvit este reținut pe rășina DOWEX21K, iar consumul de tiosulfat este de 17,8 kg/t minereu.
Aceste procedee prezintă următoarele dezavantaje:
- supun în prima fază minereul sau concentratul piritos la o oxidare în autoclave, la temperaturi și presiuni ridicate, în medii alcaline sau acide;
- soluția de tiosulfat utilizată la extracția aurului și argintului nu este recirculată în proces, devenind astfel o soluție reziduală ce necesită o purificare ulterioară;
- realizează o concentrare scăzută a aurului în produsul finit;
- sunt tehnologii energofage.
RO 126480 Β1 în cererea de brevet a 2009 00647, cu data de publicare 29.01.2012, se dezvăluie 1 un procedeu de obținere a aurului și argintului din minereuri sărace și din concentrate piritoase refractare, cu minimum 1 ppm Au + Ag. Procedeul descris în acest document 3 constă în solubilizarea minereurilor și a concentratelor piritoase refractare la temperatura mediului ambiant, în soluții amoniacale de tiosulfat de sodiu 100...125 g/l Na2S2O3 · 5 H2O, 5 cu pH = 8...10, având drept catalizator o sare de cupru cu concentrația de 7...10 g/l Cu, soluția rezultată este filtrată după un timp de 2...4 h, iar soluția de tiosulfat, cu un conținut în 7 Au mai mic de 5 mg/l, este supusă unei electrolize cu anozi și catozi insolubili de inox, aurul și argintul depunându-se la catod, iar electrolitul rezultat, ce are acum un conținut de Cu, Au 9 și Ag de maximum 1 mg/l, după corectarea conținutului de Cu și a alcalinității la valorile inițiale, este recirculat pentru operația de solubilizare, depunerea de Cu, Au și Ag de la catod 11 este purificată printr-o rafinare electrochimică, având un electrolit format dintr-o soluție acidă de sulfat de cupru cu un conținut de 40 g/l Cu și 150 g/l H2SO4, la o temperatură de 60°C, 13 utilizând o densitate a curentului electric de 200 A/m2; pe catodul de cupru se depune cuprul cu o puritate de 99,9%, nămolul căzut în baia de electroliză este recuperat periodic, filtrat în 15 vid, spălat cu apă, uscat, amestecat cu carbonat de sodiu și cărbune într-un raport de 1:3 și 0:5, apoi topit într-un creuzet de grafit la o temperatură de 1200°C, rezultatul fiind un aliaj 17
Au-Ag din care, prin metode clasice de rafinare, se vor obține Au și Ag în stare pură.
Dezavantajul acestui procedeu este că soluția de după electroliză, conținând tiosulfat 19 și liberă de Au, Ag și Cu, este corectată prin adăugare de CuSO4 și apoi recirculată la operația de solvire. Totodată valoarea folosită a densității de curent poate duce la 21 descompunerea tiosulfatului de sodiu.
Problema tehnică pe care o rezolvă invenția constă în recuperarea aurului și 23 argintului din minereuri, și recircularea în sistem a principalilor reactivi utilizați.
Procedeul de obținere a aurului și argintului din minereuri sărace și concentrate re- 25 fractare, conform invenției, cuprinde următoarele faze:
- solubilizarea minereului sau concentratului piritos refractarîntr-o soluție amoniacală 27 de tiosulfat de sodiu 50...60 g/l Na2S2O3 · 5H2O, cu p/7 de 8...10, având drept catalizator o sare de cupru bivalentă cu 3...4 g/l Cu, la un raport solid:lichid 1:1...1:1,5, la o temperatură 29 de 15...25°C, sub agitare, timp de 2...3 h;
- filtratul obținut, cu un conținut în Au de minimum 5 ppm, se supune electrolizei, la 31 un p/7 de 8...10, cu electrozi insolubili, din oțel înalt aliat, la o densitate de curent de 3,0...3,5 A/dm2, până la o concentrație în Au a electrolitului de maximum 1 mg/l, obținându-se o 33 soluție cu 1 ppm Au și 0,2 g/l Cu, care este corectată la valorile inițiale și recirculată la operația de solubilizare, și un cement de cupru și metale prețioase; 35
- în continuare cementul de cupru și metale prețioase, separat din celula de electroliză, este supus unei operații de rafinare, cu o soluție de acid sulfuric cu o concentrație 37 de 30...40%, la o temperatură de 7O...9O°C, sub barbotare cu aer, la un raport solid:lichid de
1:5...1:10, timp de 2...4 h, din care se obține o soluție de sulfat de cupru care se recirculă în 39 procesul de solvire a materiei prime, și nămol cu un conținut de 5...7% Au și 12...15% Ag, nămolul fiind filtrat, spălat cu apă, uscat la 105°C și topit alcalinoreducător la 1200°C, 41 rezultatul fiind un aliaj Au-Ag din care, prin metode în sine cunoscute, se obțin Au și Ag de 99,9%.43
Procedeul conform invenției prezintă următoarele avantaje:
- randamente mari de extracție a metalelor prețioase;45
- recirculă în proces toți reactivii utilizați;
- nu este toxic, nu generează ape reziduale sau emanații de gaze toxice.47
RO 126480 Β1
Procedeul constă în tratarea materiilor prime cu minimum 1 ppm Au, sub agitare, cu o soluție rezultată la operația de separare electrochimică a aurului, argintului și a cuprului, ce conține: 50... 60 g/l Na2S2O3 · 5H2O, 0,1...0,2 g/l Cu, 5...7 g/l (NH4)2SO4, 1 g/l NH3;
corectată la 3...4 g/l Cu și 3 g/l NH3 (pH = 10), la un raport solid:lichid de 1:1...1:1,5, timp de
2.. . 4 h, la o temperatură de 15...25°C. După filtrarea suspensiei, rezultă un reziduu care, în lipsa metalelor comune, poate fi utilizat ca material de umplutură în construcții sau, în caz contrar, ca o materie primă pentru valorificarea acestora. Soluția rezultată după solubilizare, după o prealabilă recirculare la un minimum de 10 ppm Au + Ag, este supusă extracției electrochimice cu electrozi insolubili, când are loc depunerea unui cement de cupru cu un conținut de 5000...12000 ppm Au și 25000...80000 ppm Ag.
Soluția rezultată după operația de electroliză alcalină, cu 1 ppm Au și 0,2 g/l Cu, este corectată la valorile inițiale și recirculată la operația de solubilizare a aurului și argintului.
Cementul de cupru și metale prețioase, separat din celula de electroliză, este supus unei operații de rafinare chimică acidă prin solubilizare la cald (7O...9O°C), într-o soluție de acid sulfuric barbotată cu aer la un raport solidJichid de 1:5...1:10, timp de 2...4 h.
Prin dizolvarea acidă, cuprul din cement trece în soluție cu un randament de
80.. .90., formând o soluție de sulfat de cupru, iar aurul și argintul rămân în nămol cu un conținut de 5...7% Au și 12...15% Ag. Nămolul este recoltat, filtrat, spălat cu apă și uscat la 105°C. Prelucrarea acestui nămol în vederea obținerii aliajului Au-Ag (aliaj dore) este cea clasică prin topirea alcalină, iar rafinarea la metal pur se realizează pe cale electrochimică, obținându-se Au și Ag de 99,9%.
Reacțiile ce au loc în proces sunt următoarele:
1/2O2 - 72O2- + 2e
Cu(NH3)2 2+ + H2O + e - Cu(NH3)+ + NH4OH
Cu(NH3)+ + 2S2O32’ + H2O - Cu(S2O3)2 3’ + NH4OH
Cu(S2O3)2 3- + Au - Au(S2O3)2 3_ + Cu
Cu(S2O3)2 3- + Ag - Ag(S2O3)2 3_ + Cu
Au(S2O3)2 3_ - e - Au + (S2O3)2 2-
Ag(S2O3)2 - e — Ag + (S2O3)2
Cu(S2O3)2 3- - e - Cu + (S2O3)2 2-
Cu-Au-Ag + H2SO4 + %O2 -CuSO4 + Au-Ag + H2O
CuSO4 + 2NH4OH - Cu(NH3)2 2+ + SO42' + 2H2O
Se dau în continuare două exemple de realizare a invenției.
Exemplul 1. într-un reactor confecționat din material plastic sau fontă emailată, cu o capacitate de 4 mc, prevăzut cu un sistem de agitare, se introduc 3 mc soluție provenită de la o electroliză alcalină ce conține: 0,1... 0,2 g/l Cu, 5... 10 g/l (NH4)2SO4,1,5... 3,0 g/l NH4OH,
50.. . 60 g/l Na2S2O3 · 5H2O; se corectează la 3... 4 g/l Cu, 50... 60 g/l Na2S2O3 · 5H2O, 3 g/l NH4OH și 2500 kg minereu silicios cu un conținut de 1,8 ppm Au și 18,6 ppm Ag. Suspensia se agită 3 h, cu o barbotare de aer de 5 mc/h, și se filtrează pe un filtru rotativ sub vid.
Nămolul rezultat (2500 kg) este spălat cu 0,2...0,3 mc apă, și formează un reziduu cuarțos, lipsit de impurități toxice. Soluția filtrată este corectată cu NH4OH la pH de 9...10, și recirculată la operația de solvire a minereului silicios până la obținerea unui conținut de minimum 5 mg/l Au, după care este supusă unei electrolize cu anozi din oțel înalt aliat, la o densitate de curent de 3...3,5 A/dm2.
Electroliza se consideră terminată atunci când concentrația în aur a electrolitului nu depășește 1 mg/l (12...14 h).
RO 126480 Β1
După un număr de 5 cicluri de electroliză, nămolul cu conținutul de cupru, aur și 1 argint, căzut de pe catod în celula de electroliză, este supus unei operații de solvire a cuprului în acid sulfuric. Operația se realizează într-un reactor cu agitare și manta de 3 încălzire, confecționat din fontă emailată antiacid sau oțel protejat cu plumb. Operația se realizează la o temperatură de 85...95°C, la un raport solid:lichid de 1:5...1:10, utilizând o 5 soluție de acid sulfuric cu o concentrație de 30...40%, barbotată cu aer. Suspensia rezultată după 2... 4 h de reacție este filtrată la cald (50°C). Soluția acidă de sulfat de cupru, rezultată 7 cu 95...120 g/l Cu și 30... 200 g/l H2SO4, este cristalizată prin răcire, când se separă CuSO4 · 5H2O produs cristalin. Sulfatul de cupru rezultat este utilizat în procesul de solvire 9 a materiei prime la corectarea conținutului de cupru a soluției rezultate după separarea electrochimică a cementului de cupru, aur, argint. Nămolul rezultat la filtrarea suspensiei este 11 filtrat, spălat cu apă și uscat la 105°C, având un conținut de 6,2% Au și 13,5% Ag. După uscare, nămolul se amestecă cu carbonat de sodiu și cărbune la un raport de 1:3:0,5, și este 13 topit într-un creuzet de grafit la o temperatură de 1150...1200°C. Aliajul Au-Ag (aliaj dore) este turnat sub formă de anozi și supus unor operații clasice de rafinare electrochimică și 15 termică, pentru obținerea aurului și argintului în stare pură.
Randamentul global al operației minereu-metal este de 78,2% pentru aur și de 76,1 % 17 pentru argint.
Exemplul 2. Operațiile decurg identic ca și în cazul exemplului 1, cu diferența că 19 materia primă este un concentrat piritos cu 10 ppm Au și 40 ppm Ag.
Randamentul global minereu-metal pur în acest caz este de 82,2% pentru aur și 21 81,5% pentru argint.
Procedeul de extracție a aurului și argintului nu este toxic, nu generează ape 23 reziduale sau emanații de gaze toxice.
Procedeul are aplicabilitate la obținerea aurului și argintului din minereuri sărace și 25 concentrate piritoase refractare, la extracția cu cianuri alcaline, asigurând recircularea tuturor reactivilor în procesul solvirii materiei prime. 27
Claims (1)
- RevendicareProcedeu de obținere a aurului și argintului din minereuri sărace și concentrate refractare, caracterizat prin aceea că acesta cuprinde următoarele faze:- solubilizarea minereului sau concentratului piritos refractarîntr-o soluție amoniacală detiosulfatdesodiu 50...60 g/l Na2S2O3 · 5H2O, cu p/7de 8...10, având drept activator o sare de cupru bivalentă cu 3...4 g/l Cu, la un raport solid:lichid 1:1...1:1,5, la o temperatură de15...25°C, sub agitare, timp de 2...3 h;- filtratul obținut, cu un conținut în Au de minimum 5 ppm, se supune electrolizei, la un p/7 de 8...10, cu electrozi insolubili, din oțel înalt aliat, la o densitate de curent de 3,0...3,5 A/dm2, până la o concentrație în Au a electrolitului de maximum 1 mg/l, obținându-se o soluție cu 1 ppm Au și 0,2 g/l Cu, care este corectată la valorile inițiale și recirculată la operația de solubilizare, și un cement de cupru și metale prețioase;- în continuare, cementul de cupru și metale prețioase separat din celula de electroliză este supus unei operații de rafinare, cu o soluție de acid sulfuric cu o concentrație de 30.. .40%, la o temperatură de 7O...9O°C, sub barbotare cu aer, la un raport solid:lichid de 1:5...1:10, timp de 2...4 h, din care se obține o soluție de sulfat de cupru care se recirculă în procesul de solvire a materiei prime, și nămol cu un conținut de 5...7% Au și 12...15% Ag, nămolul fiind filtrat, spălat cu apă, uscat la 105°C și topit alcalinoreducător la 1200°C, rezultatul fiind un aliaj Au-Ag din care, prin metode în sine cunoscute, se obțin Au și Ag de 99,9%.
Priority Applications (7)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| ROA201100207A RO126480B1 (ro) | 2011-03-09 | 2011-03-09 | Procedeu de obţinere a aurului şi argintului |
| EA201370203A EA201370203A1 (ru) | 2011-03-09 | 2012-03-08 | Технология экстракции золота и серебра |
| EP12731764.2A EP2683840B1 (en) | 2011-03-09 | 2012-03-08 | Gold and silver extraction technology |
| CA2829663A CA2829663C (en) | 2011-03-09 | 2012-03-08 | Gold and silver extraction technology |
| AU2012243490A AU2012243490A1 (en) | 2011-03-09 | 2012-03-08 | Gold and silver extraction technology |
| PCT/RO2012/000005 WO2012141607A1 (en) | 2011-03-09 | 2012-03-08 | Gold and silver extraction technology |
| US14/003,835 US9175411B2 (en) | 2011-03-09 | 2012-03-08 | Gold and silver extraction technology |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| ROA201100207A RO126480B1 (ro) | 2011-03-09 | 2011-03-09 | Procedeu de obţinere a aurului şi argintului |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RO126480A0 RO126480A0 (ro) | 2011-07-29 |
| RO126480A3 RO126480A3 (ro) | 2012-09-28 |
| RO126480B1 true RO126480B1 (ro) | 2012-11-29 |
Family
ID=44508311
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| ROA201100207A RO126480B1 (ro) | 2011-03-09 | 2011-03-09 | Procedeu de obţinere a aurului şi argintului |
Country Status (7)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US9175411B2 (ro) |
| EP (1) | EP2683840B1 (ro) |
| AU (1) | AU2012243490A1 (ro) |
| CA (1) | CA2829663C (ro) |
| EA (1) | EA201370203A1 (ro) |
| RO (1) | RO126480B1 (ro) |
| WO (1) | WO2012141607A1 (ro) |
Families Citing this family (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RO129874B1 (ro) * | 2014-04-30 | 2018-05-30 | Florean Victor | Procedeu de extragere a aurului şi argintului din minereuri şi subproduse miniere cu conţinut scăzut de aur |
| US20150329934A1 (en) * | 2014-05-15 | 2015-11-19 | Rulon W. Dahl | Dahl Process |
| CA2983353A1 (en) | 2015-04-21 | 2016-10-27 | University Of Saskatchewan | Methods for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents |
| LU102054B1 (de) * | 2020-07-27 | 2022-01-27 | Centuro Ag | Verfahren zur Gewinnung von Gold und Silber aus Rohstoffen |
| WO2022022987A1 (de) * | 2020-07-27 | 2022-02-03 | Centuro Ag | Verfahren zur gewinnung von gold und silber aus rohstoffen |
| CN113621995B (zh) * | 2021-07-16 | 2023-12-26 | 武汉理工大学 | 一种基于电化学联合催化技术回收硫代硫酸盐浸出液中贵金属的方法 |
| CN114086000A (zh) * | 2021-11-28 | 2022-02-25 | 红河学院 | 一种废铜线溶解制备电解铜箔用硫酸铜液的方法 |
| CN114589303A (zh) * | 2022-03-03 | 2022-06-07 | 湖北鑫荣矿业有限公司 | 除去金粒中难分杂质的方法 |
Family Cites Families (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3728235A (en) * | 1971-05-19 | 1973-04-17 | Eastman Kodak Co | Electrolytic method for recovering metal from solution |
| US3944414A (en) * | 1974-10-01 | 1976-03-16 | Mitsubishi Kinzoku Kabushiki Kaisha | Treatment of anode slime from copper electrolysis |
| US5785736A (en) * | 1995-02-10 | 1998-07-28 | Barrick Gold Corporation | Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption |
| CA2209559C (en) | 1996-07-16 | 2001-12-18 | Barrick Gold Corporation | Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-leach adsorption |
| US6632264B2 (en) | 2001-04-17 | 2003-10-14 | The University Of British Columbia | Gold recovery from thiosulfate leaching |
| US7722840B2 (en) * | 2002-11-15 | 2010-05-25 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
| CA2412352A1 (en) | 2002-11-18 | 2004-05-18 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
| DOP2006000250A (es) | 2005-11-10 | 2007-07-15 | Barrick Gold Corp | Generación de tiosulfato in situ en recuperación de metal precioso |
| CN101421426B (zh) | 2006-03-03 | 2015-05-27 | 鑫亚国际有限公司 | 一种从含金矿物中提取金的方法 |
-
2011
- 2011-03-09 RO ROA201100207A patent/RO126480B1/ro unknown
-
2012
- 2012-03-08 WO PCT/RO2012/000005 patent/WO2012141607A1/en not_active Ceased
- 2012-03-08 US US14/003,835 patent/US9175411B2/en active Active
- 2012-03-08 CA CA2829663A patent/CA2829663C/en not_active Expired - Fee Related
- 2012-03-08 EP EP12731764.2A patent/EP2683840B1/en not_active Not-in-force
- 2012-03-08 AU AU2012243490A patent/AU2012243490A1/en not_active Abandoned
- 2012-03-08 EA EA201370203A patent/EA201370203A1/ru unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CA2829663A1 (en) | 2012-10-18 |
| EP2683840A1 (en) | 2014-01-15 |
| RO126480A3 (ro) | 2012-09-28 |
| US20130341203A1 (en) | 2013-12-26 |
| EA201370203A1 (ru) | 2014-01-30 |
| AU2012243490A1 (en) | 2013-10-31 |
| RO126480A0 (ro) | 2011-07-29 |
| US9175411B2 (en) | 2015-11-03 |
| WO2012141607A1 (en) | 2012-10-18 |
| EP2683840B1 (en) | 2016-03-02 |
| CA2829663C (en) | 2016-08-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RO126480B1 (ro) | Procedeu de obţinere a aurului şi argintului | |
| CN102994747B (zh) | 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺 | |
| CN106967884B (zh) | 一种铜阳极泥分银渣分步提取的方法 | |
| EA014105B1 (ru) | Переработка никельсульфидной руды или концентратов при помощи хлорида натрия | |
| CN102787240A (zh) | 一种从锡阳极泥中综合回收有价金属的方法 | |
| CN101705365B (zh) | 从含硫的铂族金属物料中氧压浸出铂族金属的生产方法 | |
| CN104911366A (zh) | 一种用王水回收银铋渣中有价金属的方法 | |
| WO2001083835A2 (en) | Gold recovery process with hydrochloric acid lixiviant | |
| JPWO2005023716A1 (ja) | 高純度塩化銀の分離精製方法とそれを用いた高純度銀の製造方法 | |
| JP5200588B2 (ja) | 高純度銀の製造方法 | |
| US4544460A (en) | Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper | |
| RO129874A0 (ro) | Procedeu de extragere a aurului şi argintului din minereuri şi subproduse miniere | |
| US6086744A (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
| CA2017032C (en) | Hydrometallurgical silver refining | |
| CA3240794C (en) | A method for iron and copper removal from solution using metallic reagents | |
| CN116103495B (zh) | 一种银精矿综合回收有价金属的方法 | |
| AU2022399891B2 (en) | A method for iron and copper removal from solution using metallic reagents | |
| RO125168A0 (ro) | Procedeu de obţinere a aurului şi argintului | |
| US4545972A (en) | Process for recovery of metal chloride and cuprous chloride complex salts | |
| KR930006088B1 (ko) | 금속황화물로부터 금속과 황원소를 습식야금학적으로 회수하는 방법 | |
| CN120923059A (zh) | 一种高氯工业废水处理及氯回收的方法 | |
| US973776A (en) | Process of extracting metals from their ores. | |
| CN119736475A (zh) | 一种高砷的铜锌溶液回收金属的方法 | |
| PL111091B1 (en) | Process for recovering the high purity copper from diluted ammonia solution |