RU2119963C1 - Method of gold extraction from persistent ores and concentrates - Google Patents
Method of gold extraction from persistent ores and concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2119963C1 RU2119963C1 RU97114049/02A RU97114049A RU2119963C1 RU 2119963 C1 RU2119963 C1 RU 2119963C1 RU 97114049/02 A RU97114049/02 A RU 97114049/02A RU 97114049 A RU97114049 A RU 97114049A RU 2119963 C1 RU2119963 C1 RU 2119963C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- ore
- carried out
- solution
- oxidative
- 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 гидрометаллургическим способам извлечения благородных металлов, а именно к способу окислительного вскрытия золотосодержащих руд и может быть использовано в золотодобывающей промышленности для переработки руд и концентратов. The invention relates to hydrometallurgical methods for the extraction of precious metals, and in particular to a method for the oxidative opening of gold-bearing ores and can be used in the gold mining industry for processing ores and concentrates.
Цветная металлургия, в том числе извлечение благородных металлов, является одним из наиболее больших по объему и химически опасных источников загрязнения атмосферы, водоемов и поверхности земли. Для решения глобальной проблемы современности - охраны окружающей среды - крайне важными являются исследования, направленные на разработку малоотходных, ресурсосберегающих и безвредных технологий. Non-ferrous metallurgy, including the extraction of precious metals, is one of the largest in volume and chemically hazardous sources of pollution of the atmosphere, water bodies and the surface of the earth. To solve the global problem of our time - environmental protection - research aimed at developing low-waste, resource-saving and harmless technologies is extremely important.
По многостадийной технологической схеме существующих золотоизвлекательных фабрик, применяющих окислительный обжиг руд и концентратов, практически на всех стадиях приходится иметь дело с экологически опасными растворами, содержащими цианид-ионы, соединения мышьяка, цинка, свинца и др. Во время технологических операций в атмосферу попадают диоксид серы, цианистный водород, триоксид мышьяка, хлор и др. Остающиеся после извлечения металлов отвалы (хвосты) также выделяют в атмосферу вредные газы. Крайне вредными являются также жидкие отходы производства [1]. According to the multi-stage technological scheme of existing gold recovery plants using oxidative roasting of ores and concentrates, practically at all stages one has to deal with environmentally hazardous solutions containing cyanide ions, compounds of arsenic, zinc, lead, etc. Sulfur dioxide enters the atmosphere during technological operations. , hydrogen cyanide, arsenic trioxide, chlorine, etc. The dumps (tailings) remaining after metal extraction also emit harmful gases into the atmosphere. Liquid wastes of production are also extremely harmful [1].
Для совершенствования технологии золотоизвлекающего производства в последние годы предлагается использование гидрометаллургических процессов, в частности так называемого "автоклавного выщелачивания" золота и серебра водными растворами кислот. Патентная литература по этому вопросу подробно рассмотрена в обзоре [2] и книге [3], в которых сделан вывод, что применительно к извлечению золота из упорных сульфидных руд с тонковкрапленным золотом (арсенопиритные концентраты) автоклавное выщелачивание обеспечивает большую экологическую безопасность и более высокий выход золота по сравнению с общепринятым окислительным обжигом. In order to improve the technology of gold recovery in recent years, it is proposed to use hydrometallurgical processes, in particular the so-called "autoclave leaching" of gold and silver with aqueous solutions of acids. Patent literature on this subject has been examined in detail in review [2] and book [3], which concluded that in relation to the extraction of gold from refractory sulfide ores with finely disseminated gold (arsenopyrite concentrates), autoclave leaching provides greater environmental safety and a higher yield of gold compared to conventional oxidative firing.
Примером технологии автоклавного выщелачивания является так называемый "Арсенопроцесс", в котором автоклавное окислительное выщелачивание осуществлялось при температуре 80-100oC, давлении 400-800 мПа, концентрации азотной кислоты 0,2 - 23,0 моль/л. Золото остается в кеке (твердом остатке), который составляет 10-20% от загрузки руды. После цианирования известными методами твердых автоклавных остатков степень извлечения золота достигает 95% [4].An example of autoclave leaching technology is the so-called Arsenoprocess, in which autoclave oxidative leaching was carried out at a temperature of 80-100 o C, a pressure of 400-800 MPa, a concentration of nitric acid of 0.2 - 23.0 mol / l. Gold remains in cake (solid residue), which is 10-20% of the ore load. After cyanidation by known methods of solid autoclave residues, the degree of gold recovery reaches 95% [4].
Наиболее близким к предлагаемому способу по технической сущности и достигаемому результату является способ извлечения золота и серебра из упорных руд и концентратов, содержащих арсенопирит или пирит, сущность которого состоит в следующем [5]: руду или флотационный концентрат загружают в реактор (автоклав), туда же заливают водный раствор, содержащий серную и азотную кислоты. Азотная кислота является катализатором процесса - в результате окислительно-восстановительной реакции между арсенопиритом или пиритом и азотной кислотой образуется оксид азота NO (валентность азота = 2), который удаляется из жидкой фазы в газовую фазу этого же реактора, где окисляется непрерывно подаваемым в реактор кислородом до окислов азота с валентностью больше 3, которые абсорбируются затем в жидкой фазе и снова участвуют в окислительно-восстановительной реакции. Суммарное количество израсходованного кислорода соответствует его количеству, необходимому по стехиометрии реакции для полного растворения мышьяка, железа и серы, содержащихся в исходной руде (или концентрате). Процесс проводят при следующих условиях: температура 60-180oC, давление кислорода 3,6 - 7,03 атм, размер частиц измельченного сырья не должен превышать 0,04 - 0,07 мм, концентрация соединений азота 0,25 - 4,0 моль/л, время реакции 2-60 мин, соотношение жидкости и твердого тела в пульте составляет Ж : Т = 8 : 1. Процесс ведут до перевода в раствор не менее 90% мышьяка и железа и не менее 60% серы. После окончания процесса пульпу направляют на сепарацию, где отделяется твердый остаток (кек), в котором остается все золото, и жидкая фракция - раствор, циркулирующий в системе. Твердый остаток направляют затем на цианирование - для извлечения золота [5].The closest to the proposed method in terms of technical nature and the achieved result is a method for extracting gold and silver from refractory ores and concentrates containing arsenopyrite or pyrite, the essence of which is as follows [5]: ore or flotation concentrate is loaded into the reactor (autoclave), there pour an aqueous solution containing sulfuric and nitric acids. Nitric acid is a catalyst for the process - as a result of the redox reaction between arsenopyrite or pyrite and nitric acid, nitric oxide NO is formed (nitrogen valence = 2), which is removed from the liquid phase into the gas phase of the same reactor, where it is oxidized by oxygen continuously supplied to the reactor to nitrogen oxides with a valency of more than 3, which are then absorbed in the liquid phase and again participate in the redox reaction. The total amount of oxygen consumed corresponds to the amount required by the stoichiometry of the reaction for the complete dissolution of arsenic, iron and sulfur contained in the original ore (or concentrate). The process is carried out under the following conditions: temperature 60-180 o C, oxygen pressure 3.6 - 7.03 atm, the particle size of the crushed raw materials should not exceed 0.04 - 0.07 mm, the concentration of nitrogen compounds 0.25 - 4.0 mol / l, reaction time 2-60 min, the ratio of liquid to solid in the console is W: T = 8: 1. The process is carried out until at least 90% of arsenic and iron and at least 60% sulfur are transferred to the solution. After the end of the process, the pulp is sent to separation, where a solid residue (cake) is separated, in which all the gold remains, and the liquid fraction is the solution circulating in the system. The solid residue is then sent for cyanidation to extract gold [5].
Недостатками известного способа [5] является следующее. The disadvantages of this method [5] is the following.
1) Возможность реализации известного процесса [5] в сильной степени зависит от выполнения высоких требований к уровню измельчения исходного сырья - все исследования, описанные в патенте [5], проводились с материалом, подвергнутым тонкому и сверхтонкому измельчению до размера класса минут 0,04-0,07 мм, что требует очень больших энергозатрат. 1) The ability to implement the known process [5] to a large extent depends on fulfilling high requirements for the level of grinding of the feedstock - all the studies described in the patent [5] were carried out with the material subjected to fine and ultrafine grinding to the size of the class of minutes 0.04- 0.07 mm, which requires very high energy consumption.
2) Процесс по известному способу [5] осуществляют в реакторе с разделенными жидкой и газовой фазами, причем окисление руды (или концентрата) протекает в жидкой фазе, которая составляет всего 1/4 общего объема реактора, а в газовой фазе происходит окисление кислородом под давлением оксида азота, который затем в виде высших оксидов азота должен снова абсорбироваться в жидкую фазу для дальнейшего участия в реакции, при этом возвращение оксида азота в газовый объем реактора-автоклава требует специального малопроизводительного и дорогостоящего устройства. Такие особенности процесса [5] делают его неэффективным и усложняют технологию. Следует отметить также, что подобные процессы требуют для реактора дорогостоящей легированной стали, а в известном способе [5] объем реактора используется непроизводительно. По-видимому, указанный недостаток осознается и самими авторами изобретения [5], так как их дальнейшие исследования направлены на усовершенствование устройства для сепарации и возвращения оксида в газовую фазу реактора [6]. 2) The process according to the known method [5] is carried out in a reactor with separated liquid and gas phases, and the oxidation of the ore (or concentrate) proceeds in the liquid phase, which is only 1/4 of the total volume of the reactor, and oxygen under pressure undergoes oxidation in the gas phase nitric oxide, which then in the form of higher nitric oxides must again be absorbed into the liquid phase for further participation in the reaction, while the return of nitric oxide to the gas volume of the autoclave reactor requires a special low-productivity and expensive devices. Such features of the process [5] make it inefficient and complicate the technology. It should also be noted that such processes require expensive alloy steel for the reactor, and in the known method [5] the reactor volume is used unproductively. Apparently, this drawback is recognized by the inventors themselves [5], since their further studies are aimed at improving the device for separation and return of oxide to the gas phase of the reactor [6].
3) Процесс вскрытия руды по прототипу [5] основан на применении чистого кислорода, что требует капитальных затрат, сопоставимых по размерам с затратами на основную аппаратуру. Использование воздуха в качестве окисляющего газа в этом процессе нереально, поскольку азот является балластом, увеличивающим объем газа в 5 раз. 3) The process of opening ore according to the prototype [5] is based on the use of pure oxygen, which requires capital costs comparable in size to the cost of the main equipment. The use of air as an oxidizing gas in this process is unrealistic, since nitrogen is a ballast that increases the volume of gas by 5 times.
4) Процесс вскрытия руды по способу [5] проводят до полного перевода всех растворимых компонентов руды в жидкую фазу, что требует больших объемов раствора, и снижает экономические показатели технологии. 4) The process of opening ore by the method [5] is carried out until all soluble components of the ore are completely transferred to the liquid phase, which requires large volumes of solution, and reduces the economic performance of the technology.
5) В известном способе [5] золото остается в твердом остатке, который затем подвергают процессу цианирования (выход золота после цианирования не указывается), чрезвычайно экологически опасному. 5) In the known method [5], the gold remains in the solid residue, which is then subjected to a cyanidation process (the gold yield after cyanidation is not indicated), which is extremely environmentally hazardous.
Указанные недостатки делают технологию по известному способу [5] неэффективной, сложной и дорогостоящей. These shortcomings make the technology of the known method [5] ineffective, complex and expensive.
Задачей предлагаемого изобретения является разработка высокоэффективного, технологического и экологически безопасного способа извлечения золота из руд и концентратов, который был бы пригоден для использования в промышленности вместо традиционного. The objective of the invention is to develop a highly efficient, technological and environmentally friendly method for the extraction of gold from ores and concentrates, which would be suitable for use in industry instead of the traditional one.
Решение поставленной задачи достигается предлагаемым способом извлечения золота из упорных руд и концентратов путем окислительного вскрытия золотосодержащего сырья водным раствором серной и азотной кислот в присутствии кислорода при нагревании, в котором одновременно с окислительным вскрытием руды осуществляют растворение золота, для чего процесс проводят в водном растворе, содержащем 0,7-2,8 моль/л серной кислоты, 0,14-2,20 моль/л азотной кислоты и 0,001 - 0,14 моль/л соляной кислоты, при 20 - 90oC и давлении от атмосферного до повышенного до 7 атм при непрерывном барботаже воздуха через раствор с поглощением оксидов азота, уносимых с отходящими газами, водой и возвращением их в цикл в виде азотной кислоты, при этом окислительное вскрытие руды или концентрата осуществляют до перехода в раствор 20-75 вес.% исходного сырья.The solution to this problem is achieved by the proposed method for extracting gold from refractory ores and concentrates by oxidatively opening gold-containing raw materials with an aqueous solution of sulfuric and nitric acids in the presence of oxygen during heating, in which simultaneously with the oxidizing opening of the ore, gold is dissolved, for which the process is carried out in an aqueous solution containing 0.7-2.8 mol / L sulfuric acid, 0.14-2.20 mol / L nitric acid and 0.001 - 0.14 mol / L hydrochloric acid, at 20 - 90 o C and pressure from atmospheric to high to 7 atm p and continuously bubbling air through the solution with the absorption of nitrogen oxides entrained with the exhaust gases, water and return them to the cycle in the form of nitric acid, wherein the oxidative opening of the ore or concentrate is carried out prior to the transition to a solution of 20-75 wt.% of the feedstock.
Процесс осуществляют до перехода в раствор 20-75 вес.% исходного сырья, предпочтительно 25-35 вес.%. The process is carried out before going into a solution of 20-75 wt.% The feedstock, preferably 25-35 wt.%.
Предлагаемый способ был разработан на основе детального экспериментального исследования влияния различных параметров процесса (температуры, давления, концентрации реагентов, степени окислительного вскрытия руды) на выход золота и на скорость реакции (см. таблицу). The proposed method was developed on the basis of a detailed experimental study of the influence of various process parameters (temperature, pressure, reagent concentration, degree of oxidative ore opening) on the yield of gold and on the reaction rate (see table).
Принципиальным результатом проведенных исследований является установление того факта, что при добавлении в реакционный раствор соляной кислоты возможно растворение золота, содержащегося в исходной руде, одновременно с окислительным вскрытием руды, причем потери золота в остающемся кеке не превращают 1-2%. Другим важным результатом является получение данных о высоком выходе золота, достигаемом при разложении исходной руды всего на 25-35%. Не менее важно, что в настоящем изобретении процесс окислительного вскрытия руды впервые осуществлен при атмосферном давлении. Здесь следует отметить, что процесс по предлагаемому способу проводят при непрерывном барботаже воздуха (кислород не применялся) через реакционный раствор, при этом, в отличие от известного способа [5], в жидкой фазе одновременно протекает как реакция окисления сульфидов металлов исходной руды, так и реакция окисления оксида азота до диоксида, который тут же снова участвует в окислении руды. Унос оксида азота с отходящим газом не превышает 5%. Их поглощают водой и возвращают в реакцию. Было показано также, что возможно проведение процесса при температурах ниже 60oC, включая 20oC, с высокими выходами золота.The principal result of the studies is the establishment of the fact that when hydrochloric acid is added to the reaction solution, it is possible to dissolve the gold contained in the initial ore, simultaneously with the oxidative opening of the ore, and the gold loss in the remaining cake does not convert 1-2%. Another important result is obtaining data on the high gold yield achieved by decomposing the initial ore by only 25-35%. It is equally important that in the present invention, the process of oxidative opening of ore was first carried out at atmospheric pressure. It should be noted that the process according to the proposed method is carried out with continuous bubbling of air (oxygen was not used) through the reaction solution, while, in contrast to the known method [5], both the oxidation reaction of metal sulfides of the initial ore and the the reaction of oxidation of nitric oxide to dioxide, which immediately again participates in the oxidation of ore. The ablation of nitric oxide with the exhaust gas does not exceed 5%. They are absorbed by water and returned to the reaction. It was also shown that it is possible to carry out the process at temperatures below 60 o C, including 20 o C, with high gold yields.
Полученные результаты позволили предложить способ извлечения золота из руд и концентратов, принципиально отличающийся от известного [5]. The results obtained made it possible to propose a method for extracting gold from ores and concentrates, which is fundamentally different from the known one [5].
Предлагаемый способ осуществляют следующим образом. The proposed method is as follows.
Для опытов при атмосферном давлении использовали стеклянную ячейку, снабженную обратным холодильником, барботером воздуха и магнитной мешалкой. Процесс при давлении выше атмосферного проводили на автоклавной установке, состоящей из реактора, барботера воздуха, обратного холодильника и др. Навеску золотосодержащей руды или концентратора, измельченных на комбинате (размер частиц 0,07 мм) месторождения Кокпатасс (Узбекистан), содержащих 37,1 г/т золота, в количестве 4 г загружали в реактор, приливали 25 мл водного раствора кислот (соотношение Ж : Т = 6,25). Скорость потока воздуха контролировали реометром, установленным на выходе из обратного холодильника. Скорость реакции измеряли по расходу кислорода, измеряемому хроматографически. По окончании опыта прекращали подачу воздуха и содержимое реактора разделяли на жидкую (раствор) и твердую (кек) фазы. Кек высушивали в сушильном шкафу, взвешивали и по убыли веса исходной загрузки судили о степени разложения руды. Раствор подвергали адсорбции на угле или других твердых адсорбентах с применением известных методов сорбционной технологии. Степень извлечения золота определяли путем анализа на содержание золота методом атомно-адсорбционной спектроскопии в жидкой и твердой фазах после разделения реакционной массы. В табл.2 приведены данные, полученные в опытах (примерах) 1 - 7 при варьировании основных параметров реакции: концентрации азотной, серной и соляной кислот, температуры реакционной массы, давления воздуха и степени разложения исходной руды. Продолжительность процесса зависит от требуемой степени окислительного вскрытия руды или концентрата. Например, в условиях примеров 8 - 10 при концентрации кислот, моль/л: 1,12 серной, 0,7 азотной и 0,14 соляной при атмосферном давлении и температуре 40oC время реакции указано в табл. 1 в конце текста.For experiments at atmospheric pressure, a glass cell equipped with a reflux condenser, an air bubbler, and a magnetic stirrer was used. The process at a pressure above atmospheric was carried out in an autoclave installation consisting of a reactor, an air bubbler, a reflux condenser, etc. A portion of a gold ore or concentrator crushed at the plant (particle size 0.07 mm) from the Kokpatass deposit (Uzbekistan) containing 37.1 g / t of gold, in an amount of 4 g was loaded into the reactor, 25 ml of an aqueous solution of acids were poured (ratio W: T = 6.25). The air flow rate was controlled by a rheometer installed at the outlet of the return refrigerator. The reaction rate was measured by oxygen flow, measured chromatographically. At the end of the experiment, the air supply was stopped and the contents of the reactor were divided into liquid (solution) and solid (cake) phases. The cake was dried in an oven, weighed, and the degree of decomposition of the ore was judged by the decrease in weight of the initial charge. The solution was subjected to adsorption on coal or other solid adsorbents using known methods of sorption technology. The degree of gold recovery was determined by analyzing the gold content by atomic absorption spectroscopy in liquid and solid phases after separation of the reaction mass. Table 2 shows the data obtained in experiments (examples) 1–7 by varying the main reaction parameters: the concentration of nitric, sulfuric, and hydrochloric acids, the temperature of the reaction mixture, air pressure, and the degree of decomposition of the initial ore. The duration of the process depends on the required degree of oxidative opening of the ore or concentrate. For example, in the conditions of examples 8 to 10 at an acid concentration, mol / L: 1.12 sulfuric, 0.7 nitric and 0.14 hydrochloric at atmospheric pressure and a temperature of 40 o C, the reaction time is indicated in table. 1 at the end of the text.
Таким образом, как видно из примеров, предложенный способ является высокоэффективным, технологичным и экологически безопасным, что делает его пригодным для использования в промышленности вместо традиционного. Thus, as can be seen from the examples, the proposed method is highly efficient, technologically advanced and environmentally friendly, which makes it suitable for use in industry instead of the traditional one.
По сравнению с известным способом [5] предлагаемый способ обладает рядом преимуществ:
1) известный способ является двухстадийным - сначала переводят в раствор из руды сульфиды железа и мышьяка, а затем из твердого остатка извлекают золота цианированием, предлагаемый способ является одностадийным - золото переходит в раствор на первой же стадии одновременно с окислительным вскрытием руды;
2) по предлагаемой технологии в отличие от известного способа [5] не требуется полного перевода в раствор сульфидов металлов - руду "вскрывают" лишь на 25-35%;
3) процесс проводят при атмосферном давлении и комнатной температуре;
4) процесс не требует применения экологически опасных цианистых растворов;
5) процесс проводят при барботаже воздуха, а не в среде кислорода, как в известном способе [5].Compared with the known method [5], the proposed method has several advantages:
1) the known method is two-stage - first, sulfides of iron and arsenic are transferred to the solution from the ore, and then gold is extracted from the solid residue by cyanidation, the proposed method is one-stage - gold goes into the solution at the first stage simultaneously with the oxidative opening of the ore;
2) according to the proposed technology, in contrast to the known method [5], a complete transfer of metal sulfides to the solution is not required - the ore is “opened” only by 25-35%;
3) the process is carried out at atmospheric pressure and room temperature;
4) the process does not require the use of environmentally hazardous cyanide solutions;
5) the process is carried out with the bubbling of air, and not in oxygen, as in the known method [5].
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97114049/02A RU2119963C1 (en) | 1997-08-26 | 1997-08-26 | Method of gold extraction from persistent ores and concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97114049/02A RU2119963C1 (en) | 1997-08-26 | 1997-08-26 | Method of gold extraction from persistent ores and concentrates |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2119963C1 true RU2119963C1 (en) | 1998-10-10 |
| RU97114049A RU97114049A (en) | 1999-02-27 |
Family
ID=20196409
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU97114049/02A RU2119963C1 (en) | 1997-08-26 | 1997-08-26 | Method of gold extraction from persistent ores and concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2119963C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009017434A1 (en) * | 2007-07-30 | 2009-02-05 | Shapovalov Viatcheslav Dmitrie | Method for recovering non-ferrous, rare, radioactive and precious metals from refractory mineral raw materials |
-
1997
- 1997-08-26 RU RU97114049/02A patent/RU2119963C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1.Металургия благородных металлов. Под ред. Чугаева Л.В. -М.: Металлургия, 1978 с. 426 2. Способы переработки упорных золото- и серебросодержащих руд и концентратов за рубежом. Обзор ЦНИИцветметэкономики и информации. -М.: 1990, вып.1. 3. Минаев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии. -М.: Металлургия, 1994, с.240. 4. G.O.Gorman. New Arseno refractory process. The Northem Miner January 11, 1988, p.2 5. US, патент, 4647307 кл. C 22 B 11/00, 1989. 6. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2009017434A1 (en) * | 2007-07-30 | 2009-02-05 | Shapovalov Viatcheslav Dmitrie | Method for recovering non-ferrous, rare, radioactive and precious metals from refractory mineral raw materials |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Qin et al. | Recovery of gold from sulfide refractory gold ore: Oxidation roasting pretreatment and gold extraction | |
| RU2105824C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery of metals from complex ore | |
| US5405430A (en) | Recovery of precious metals from evaporite sediments | |
| RU2086682C1 (en) | Hydrometallurgical method of extracting precious metals from persistent sulfide ore | |
| NO760397L (en) | ||
| WO1995004164A1 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant | |
| Amer | Processing of copper anodic-slimes for extraction of valuable metals | |
| US3476552A (en) | Mercury process | |
| Jha | Refractoriness of Certain Gold OrestoCyanidation: Probable Causes and Possible Solutions | |
| US5762891A (en) | Process for stabilization of arsenic | |
| CN111519026B (en) | Method for leaching secondary coated gold hematite | |
| Che et al. | A shortcut approach for cooperative disposal of flue dust and waste acid from copper smelting: Decontamination of arsenic-bearing waste and recovery of metals | |
| RU2120486C1 (en) | Method of removing gold from persistent ores, concentrates, and secondary stock | |
| RU2627835C2 (en) | Method of complex processing of pyritic raw materials | |
| CN1328398C (en) | Method for extracting platinum-palladium and base metal from platinum metal sulphide ore | |
| US6143259A (en) | Treatment of pyrite and arsenophrite containing material with ferric ions and sulfur dioxide/oxygen mixture to improve extraction of valuable metals therefrom | |
| CN114737059B (en) | Method for treating cyanide tailings by adopting anaerobic roasting-persulfate leaching combined technology | |
| RU2119963C1 (en) | Method of gold extraction from persistent ores and concentrates | |
| IE912171A1 (en) | Metal recovery process | |
| Li | Developments in the pretreatment of refractory gold minerals by nitric acid | |
| Addai et al. | Reductive leaching of blended manganese carbonate and pyrolusite ores in sulphuric acid | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| Yusupkhodjayev et al. | Improvement of technology of processing of persistent gold-bearing ores and concentrates using oxidative burning | |
| CN110863218B (en) | Method for extracting gold by adopting molten salt electrolysis enrichment | |
| Anderson et al. | The application of sodium nitrite oxidation and fine grinding in refractory precious-metal concentrate pressure leaching |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040827 |