RU2031157C1 - Method of processing sulfide gold-containing materials - Google Patents
Method of processing sulfide gold-containing materials Download PDFInfo
- Publication number
- RU2031157C1 RU2031157C1 SU915014080A SU5014080A RU2031157C1 RU 2031157 C1 RU2031157 C1 RU 2031157C1 SU 915014080 A SU915014080 A SU 915014080A SU 5014080 A SU5014080 A SU 5014080A RU 2031157 C1 RU2031157 C1 RU 2031157C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- carried out
- gold
- solution
- silver
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения золота и серебра из упорных руд и концентратов. The invention relates to hydrometallurgy of precious metals and can be used to extract gold and silver from refractory ores and concentrates.
Известны способы переработки упорных руд и концентратов по схеме обжиг - цианирование или с использованием автоклавного выщелачивания [1]. Known methods for processing refractory ores and concentrates according to the scheme of roasting - cyanidation or using autoclave leaching [1].
Недостатками этих способов являются трудности выполнения требований охраны окружающей среды, сложности аппаратурного оформления, значительный расход реагентов. The disadvantages of these methods are the difficulties of meeting the requirements of environmental protection, the complexity of the hardware design, a significant consumption of reagents.
Известен также способ переработки упорных концентратов, основанный на бактериальном вскрытии и последующем цианировании. There is also a known method of processing refractory concentrates based on bacterial dissection and subsequent cyanidation.
Этот способ более прост в оформлении, позволяет достичь хороших показателей по извлечению золота, но осуществляется с использованием цианистых растворов, что с экологической точки зрения нежелательно, так как цианистые растворы являются очень токсичными и их использование требует значительных затрат на обезвреживание стоков. This method is simpler in design, allows you to achieve good performance in the extraction of gold, but is carried out using cyanide solutions, which is undesirable from an environmental point of view, since cyanide solutions are very toxic and their use requires significant costs for the treatment of waste water.
Известен способ извлечения благородных металлов из труднообрабатываемых руд, по которому осуществляют выщелачивание благородных металлов раствором тиосульфата аммония в присутствии меди. В процессе выщелачивания поддерживают рН выщелачивающего раствора не меньше 7,0 с помощью аммиака, концентрацию сульфит-ионов в растворе поддерживают не менее 0,05% путем введения в него сернистого ангидрида (Патент США N 4369061, кл. С 22 В 11/04). Преимуществом этого способа является использование для выщелачивания золота менее токсичного реагента, чем цианид. A known method for the extraction of noble metals from difficult ores, by which the noble metals are leached with a solution of ammonium thiosulfate in the presence of copper. In the leaching process, the pH of the leach solution is maintained at least 7.0 with ammonia, the concentration of sulfite ions in the solution is maintained at least 0.05% by the introduction of sulfur dioxide in it (US Patent No. 4369061, class C 22 V 11/04) . An advantage of this method is the use of a less toxic reagent than cyanide to leach gold.
Однако этот способ имеет недостаток: при переработке упорного золотосодержащего сырья выщелачивание тиосульфатом аммония в присутствии меди позволяет извлечь золото лишь на 60%. However, this method has a drawback: in the processing of refractory gold-containing raw materials, leaching of ammonium thiosulfate in the presence of copper allows gold to be extracted only by 60%.
Наиболее близким по технической сущности и принятым за прототип является способ переработки сульфидных золотосодержащих материалов, включающий бактериальное вскрытие исходного сырья и последующее выщелачивание золота и серебра. В качестве выщелачивающего реагента используют, например, тиосульфат аммония, являющийся менее токсичным, чем цианид. Массовая концентрация выщелачивающего реагента 0,01-35% [2]. The closest in technical essence and adopted for the prototype is a method of processing sulfide gold-containing materials, including bacterial opening of the feedstock and the subsequent leaching of gold and silver. As the leaching reagent, for example, ammonium thiosulfate, which is less toxic than cyanide, is used. The mass concentration of the leaching reagent is 0.01-35% [2].
Недостаток этого способа состоит в том, что при переработке упорного золотосодержащего сырья извлечение золота и серебра недостаточно высокое. The disadvantage of this method is that in the processing of refractory gold-containing raw materials, the extraction of gold and silver is not high enough.
Целью изобретения является повышение извлечения благородных металлов из упорного сырья при использовании нетоксичных реагентов. The aim of the invention is to increase the extraction of precious metals from refractory materials using non-toxic reagents.
Это достигается тем, что в известном способе переработки сульфидных золотосодержащих материалов, включающем бактериальное вскрытие исходного материала и последующее выщелачивание раствором кислородного соединения серы, согласно изобретению выщелачивание осуществляют раствором, содержащим ион гидросульфита (НSO- 3), и проводят его без доступа окислителей, например воздуха.This is achieved by the fact that in the known method of processing sulfide gold-containing materials, including bacterial opening of the starting material and subsequent leaching with a solution of an oxygen sulfur compound, according to the invention, leaching is carried out with a solution containing a hydrosulfite ion (НSO - 3 ), and it is carried out without access of oxidizing agents, for example, air .
Массовая концентрация иона гидросульфита составляет 10,0-100,0 г/л, а выщелачивание проводят при рН 3-5. The mass concentration of the hydrosulfite ion is 10.0-100.0 g / l, and leaching is carried out at pH 3-5.
В качестве источника иона гидросульфита можно использовать или раствор солей сернистой кислоты, или щелочь с барботированием сернистого ангидрида либо смеси сернистого и серного ангидридов. As a source of hydrosulfite ion, you can use either a solution of salts of sulphurous acid, or an alkali with sparging of sulphurous anhydride or a mixture of sulfur and sulfuric anhydrides.
Примеры осуществления способа. Examples of the method.
П р и м е р 1 (по прототипу). Из исходного сырья, содержащего, мас.%: пирротина 22,7-44,2; пирита 5,1-8,2; арсенопирита 6,0-11,6; антимонита, бертьерита 1,2-3,1; халькопирита, галенита, сфалерита 0,3-0,4; алюмосиликатов и кварца 61,7-32,4; золота 49 г/т; серебра - 40 г/т, проводили наработку кеков бактериального выщелачивания при температуре 30оС, рН пульпы 2,0, на среде 9К.PRI me R 1 (prototype). From a feedstock containing, wt.%: Pyrrhotite 22.7-44.2; pyrite 5.1-8.2; arsenopyrite 6.0-11.6; antimonite, berthierite 1.2-3.1; chalcopyrite, galena, sphalerite 0.3-0.4; aluminosilicates and quartz 61.7-32.4; gold 49 g / t; silver - 40 g / m, was carried out operating time cakes bacterial leaching at 30 ° C, pH 2.0 pulp, at medium 9K.
Среда 9К представляет собой раствор, содержащий, г/л: (NH4)2SO4 3 MgSO4 0,5 K2HSO4 0,5 KCl 0,3 FeSO4 11,8
и бактерии Тhiooxidans ferroоxidans.Wednesday 9K is a solution containing, g / l: (NH 4 ) 2 SO 4 3 MgSO 4 0,5 K 2 HSO 4 0,5 KCl 0,3 FeSO 4 11,8
and Thiooxidans ferroxidans bacteria.
Наработку кеков осуществляли на установке бактериального выщелачивания, состоящей из трехлитровых пачуков. Затем проводили выщелачивание кеков БВ раствором тиосульфата натрия при следующих условиях:
Ж: Т = 6:1; масса кека 200 г, продолжительность выщелачивания 8 ч, рН 7,0, концентрация тиосульфата натрия 20; 40; 80; 160; 320 г/л.The production of cakes was carried out on the installation of bacterial leaching, consisting of three-liter packs. Then spent leaching cakes BV with a solution of sodium thiosulfate under the following conditions:
W: T = 6: 1; cake weight 200 g, leaching duration 8 hours, pH 7.0, sodium thiosulfate concentration 20; 40; 80; 160; 320 g / l
Результаты экспериментов представлены в табл. 1. The experimental results are presented in table. 1.
П р и м е р 2 (по заявляемому способу). Из исходного сырья, содержащего, мас.%: пирротина 22,7-44,2; пирита 5,1-8,2; арсенопирита 6,0-11,6; антимонита, бертьерита 1,2-3,1; халькопирита, галенита, сфалерита 0,3-0,4; алюмосиликатов и кварца 61,7-32,4; золота 49 г/т; серебра 40 г/т, проводили наработку кеков бактериального выщелачивания при температуре 30оС, рН пульпы 2,0, на среде 9К.PRI me R 2 (by the present method). From a feedstock containing, wt.%: Pyrrhotite 22.7-44.2; pyrite 5.1-8.2; arsenopyrite 6.0-11.6; antimonite, berthierite 1.2-3.1; chalcopyrite, galena, sphalerite 0.3-0.4; aluminosilicates and quartz 61.7-32.4; gold 49 g / t; silver 40 g / t, operating time cakes carried bacterial leaching at 30 ° C, pH 2.0 pulp, at medium 9K.
Наработку кеков осуществляли на установке бактериального выщелачивания, состоящей из трехлитровых пачуков. Полученный кек распульповывали водой до получения суспензии с соотношением Ж:Т= = 6:1 и проводили выщелачивание кека раствором сернистого натрия при следующих условиях: масса кека 200 г, продолжительность выщелачивания 8 ч, рН = 4,0; концентрация иона гидросульфита 10,0 г/л. The production of cakes was carried out on the installation of bacterial leaching, consisting of three-liter packs. The obtained cake was pulped with water to obtain a suspension with a ratio of W: T = 6: 1 and the cake was leached out with sodium sulfide solution under the following conditions: cake weight 200 g, leaching duration 8 h, pH = 4.0; the concentration of the hydrosulfite ion is 10.0 g / l.
Выщелачивание проводили без доступа воздуха и другихокислителей в реакционное пространство. Leaching was carried out without access of air and other oxidizing agents to the reaction space.
Аналогичные опыты проведены при концентрации иона гидросульфита 0,5; 1,0; 100,0; 180,0; 200,0 г/л и рН 1,0; 2,0; 3,0; 5,0; 6,0. Результаты опытов представлены в табл. 1. Similar experiments were carried out at a hydrogen sulfite ion concentration of 0.5; 1.0; 100.0; 180.0; 200.0 g / l and pH 1.0; 2.0; 3.0; 5.0; 6.0. The results of the experiments are presented in table. 1.
П р и м е р 3 (по заявляемому способу). Наработку кеков осуществляли аналогично примерам 1 и 2 из аналогичного сырья. PRI me R 3 (by the present method). The production of cakes was carried out analogously to examples 1 and 2 from similar raw materials.
Полученный кек распульповывали водой до получения суспензии с соотношением Ж:Т = 6:1 и приводили выщелачивание раствором едкого натра с барботированием через суспензию сернистого ангидрида. Концентрация едкого натра 2-50 г/л, концентрация сернистого ангидрида 1,5-80 об.%. The cake obtained was pulped with water until a suspension with a ratio of W: T = 6: 1 was obtained, and leaching was carried out with a solution of caustic soda with bubbling through a suspension of sulfur dioxide. The concentration of caustic soda is 2-50 g / l, the concentration of sulfur dioxide is 1.5-80 vol.%.
Концентрацию изменяли с таким расчетом, чтобы произвести насыщение суспензии ионом гидросульфита, которую определяли титрометрически. The concentration was changed so as to saturate the suspension with a hydrosulfite ion, which was determined titrometrically.
Опыты проводили при следующих концентрациях иона гидросульфита: 0,5; 1,0; 10,0; 100,0; 180,0; 200,0 г/л. The experiments were carried out at the following concentrations of hydrosulfite ion: 0.5; 1.0; 10.0; 100.0; 180.0; 200.0 g / l
Условия опытов: масса кека БВ 200 г, продолжительность выщелачивания 8 ч, рН 1,0; 2,0; 3,0; 4,0; 5,0; 6,0. Выщелачивание проводили без доступа воздуха и других окислителей в реакционное пространство. Результаты опытов представлены в табл. 2. Experimental conditions: mass of BV cake 200 g, leaching duration 8 hours, pH 1.0; 2.0; 3.0; 4.0; 5.0; 6.0. Leaching was carried out without access of air and other oxidizing agents to the reaction space. The results of the experiments are presented in table. 2.
Результаты представленные в табл. 1 и 2, показывают, что извлечение золота и серебра практически не зависит от того, каким способом суспензия была насыщена ионом гидросульфита: введением сульфита натрия или введением едкого натра с барботированием сернистого ангидрида. The results presented in table. 1 and 2, show that the extraction of gold and silver is practically independent of the way the suspension was saturated with a hydrosulfite ion: the introduction of sodium sulfite or the introduction of caustic soda with bubbling sulfur dioxide.
Наиболее оптимальной концентрацией иона гидросульфита является 10,0-100,0 г/л. При меньшей концентрации иона гидросульфита извлечение золота снижается с 90 до 76,9%, серебра - с 92,8-93,0 до 79,0% (см, таблицу 1). Большую концентрацию задавать нецелесообразно, т. к. это не дает существенного прироста в извлечении золота и серебра. The most optimal concentration of hydrosulfite ion is 10.0-100.0 g / l. At a lower concentration of hydrosulfite ion, the recovery of gold decreases from 90 to 76.9%, silver - from 92.8-93.0 to 79.0% (see table 1). It is impractical to set a high concentration, since this does not give a significant increase in the extraction of gold and silver.
Наиболее оптимальным значением рН раствора является значение от 3 до 5. При рН меньше 3 извлечение золота снижается с 86,1-90,0% до 75,9%, серебра - с 88,0-93,0 до 77,0%. При рН больше 5 извлечение золота и серебра также снижается: золота - до 71,2%, серебра - до 77,5% (см. таблицу 1). The most optimal pH value of the solution is a value from 3 to 5. At a pH of less than 3, gold recovery decreases from 86.1-90.0% to 75.9%, silver - from 88.0-93.0 to 77.0%. At pH greater than 5, the recovery of gold and silver also decreases: gold - up to 71.2%, silver - up to 77.5% (see table 1).
Положительный эффект заявляемого способа по сравнению с прототипом заключается в повышении извлечения благородных металлов из упорного сырья. Так, извлечение золота повышается с 63 до 90%, извлечение серебра с 59 до 93% (см. табл. 1 и 2). The positive effect of the proposed method in comparison with the prototype is to increase the extraction of precious metals from refractory raw materials. Thus, gold recovery increases from 63 to 90%, silver recovery from 59 to 93% (see Tables 1 and 2).
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU915014080A RU2031157C1 (en) | 1991-07-04 | 1991-07-04 | Method of processing sulfide gold-containing materials |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU915014080A RU2031157C1 (en) | 1991-07-04 | 1991-07-04 | Method of processing sulfide gold-containing materials |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2031157C1 true RU2031157C1 (en) | 1995-03-20 |
Family
ID=21590302
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU915014080A RU2031157C1 (en) | 1991-07-04 | 1991-07-04 | Method of processing sulfide gold-containing materials |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2031157C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009067039A1 (en) * | 2007-11-23 | 2009-05-28 | Shapovalov Viatcheslav Dmitrie | Method for extracting precious metals from refractory ores and concentrates |
-
1991
- 1991-07-04 RU SU915014080A patent/RU2031157C1/en active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 1. Полькин С.Н., Адамов Э.В. и Панин В.В. Технология бактериального выщелачивания цветных и редких металлов, М.: Недра, 1982, с.200-210. * |
| 2. Патент Великобритании N 2180829, кл. C 22B 11/04, 1987. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009067039A1 (en) * | 2007-11-23 | 2009-05-28 | Shapovalov Viatcheslav Dmitrie | Method for extracting precious metals from refractory ores and concentrates |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4738718A (en) | Method for the recovery of gold using autoclaving | |
| US4269622A (en) | Recovery of precious metals from difficult ores | |
| US4369061A (en) | Recovery of precious metals from difficult ores | |
| US4902345A (en) | Treatment of refractory carbonaceous and sulfidic ores or concentrates for precious metal recovery | |
| RU2105824C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery of metals from complex ore | |
| US4497778A (en) | Microbial leaching of sulphide-containing ores | |
| US4752332A (en) | Treating manganese-containing ores with a metal sulfide | |
| US5429659A (en) | Oxidation of metal sulfides using thermotolerant bacteria | |
| US4786323A (en) | Process for the recovery of noble metals from ore-concentrates | |
| US4389248A (en) | Method of recovering gold from anode slimes | |
| US4654079A (en) | Process for improving the extraction yield of silver and gold in refractory ores | |
| US6451275B1 (en) | Methods for reducing cyanide consumption in precious metal recovery by reducing the content of intermediate sulfur oxidation products therein | |
| US3433629A (en) | Process of recovering manganese from manganese ores | |
| BG64535B1 (en) | Method for gold extraction from hard-to-treat ores and their concentrates | |
| CA2524234A1 (en) | Method of separation/purification for high-purity silver chloride, and process for producing high-purity silver by the same | |
| WO1984000563A1 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| US4941917A (en) | Process for recovery of precious metals from carbonaceous ores using chlorine dioxide | |
| RU2031157C1 (en) | Method of processing sulfide gold-containing materials | |
| JPH01156432A (en) | Separation method | |
| AU3267600A (en) | Purification of cobalt solutions containing iron and manganese with oxidation mixture of s02 and oxygen | |
| SU1359324A1 (en) | Method of preparing microorganism suspension to bacterial oxidation of ores and concentrates | |
| CA2278834A1 (en) | Improved tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| Romano et al. | Reactivity of a molybdenite concentrate against chemical or bacterial attack | |
| US4155983A (en) | Gold recovery by adsorption from ozonized cyanidation liquor | |
| US4118458A (en) | Separating magnesium and calcium from mineral mixtures containing zinc sulphides |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| REG | Reference to a code of a succession state |
Ref country code: RU Ref legal event code: MM4A Effective date: 20090705 |