RU2124573C1 - Способ гидрометаллургического извлечения - Google Patents
Способ гидрометаллургического извлечения Download PDFInfo
- Publication number
- RU2124573C1 RU2124573C1 RU96121251A RU96121251A RU2124573C1 RU 2124573 C1 RU2124573 C1 RU 2124573C1 RU 96121251 A RU96121251 A RU 96121251A RU 96121251 A RU96121251 A RU 96121251A RU 2124573 C1 RU2124573 C1 RU 2124573C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- cyanide
- solution
- gold
- ratio
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 78
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims description 7
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 196
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 126
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 123
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 90
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims abstract description 90
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims abstract description 90
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 50
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 39
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 20
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 14
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 114
- DOBRDRYODQBAMW-UHFFFAOYSA-N copper(i) cyanide Chemical compound [Cu+].N#[C-] DOBRDRYODQBAMW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 56
- 239000011347 resin Substances 0.000 claims description 32
- 229920005989 resin Polymers 0.000 claims description 32
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims description 25
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 20
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 claims description 16
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 13
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 13
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims description 13
- 239000002904 solvent Substances 0.000 claims description 12
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 11
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 9
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 9
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims description 9
- 239000012528 membrane Substances 0.000 claims description 9
- 239000003480 eluent Substances 0.000 claims description 8
- IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N gold(1+);cyanide Chemical compound [Au+].N#[C-] IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 8
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 8
- OJDHPAQEFDMEMC-UHFFFAOYSA-N N#C[Cu]C#N Chemical class N#C[Cu]C#N OJDHPAQEFDMEMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 7
- 239000002585 base Substances 0.000 claims description 7
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 6
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 claims description 6
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 claims description 5
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 5
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims description 4
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims description 4
- -1 chlorine ions Chemical class 0.000 claims description 4
- 238000000151 deposition Methods 0.000 claims description 4
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 4
- 238000010828 elution Methods 0.000 claims description 4
- 150000001447 alkali salts Chemical class 0.000 claims description 3
- 238000005349 anion exchange Methods 0.000 claims description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 3
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 claims description 3
- 239000012634 fragment Substances 0.000 claims description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 3
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 2
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 claims description 2
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 claims description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000000758 substrate Substances 0.000 claims description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims 4
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims 3
- FIJJIBJYRPNTFL-UHFFFAOYSA-N [Au](C#N)(C#N)C#N.[Cu] Chemical class [Au](C#N)(C#N)C#N.[Cu] FIJJIBJYRPNTFL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 claims 1
- LEKPFOXEZRZPGW-UHFFFAOYSA-N copper;dicyanide Chemical compound [Cu+2].N#[C-].N#[C-] LEKPFOXEZRZPGW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 claims 1
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 claims 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims 1
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 3
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 abstract description 2
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 4
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 4
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 2
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 2
- 108091005950 Azurite Proteins 0.000 description 1
- WOFVPNPAVMKHCX-UHFFFAOYSA-N N#C[Au](C#N)C#N Chemical class N#C[Au](C#N)C#N WOFVPNPAVMKHCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229920000557 Nafion® Polymers 0.000 description 1
- 241000907663 Siproeta stelenes Species 0.000 description 1
- 239000002250 absorbent Substances 0.000 description 1
- 230000002745 absorbent Effects 0.000 description 1
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 1
- QRJOYPHTNNOAOJ-UHFFFAOYSA-N copper gold Chemical compound [Cu].[Au] QRJOYPHTNNOAOJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N copper(I) oxide Inorganic materials [Cu]O[Cu] BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LBJNMUFDOHXDFG-UHFFFAOYSA-N copper;hydrate Chemical compound O.[Cu].[Cu] LBJNMUFDOHXDFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052955 covellite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- UQSQSQZYBQSBJZ-UHFFFAOYSA-N fluorosulfonic acid Chemical compound OS(F)(=O)=O UQSQSQZYBQSBJZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 230000000873 masking effect Effects 0.000 description 1
- 238000013508 migration Methods 0.000 description 1
- 230000005012 migration Effects 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000005325 percolation Methods 0.000 description 1
- 238000004094 preconcentration Methods 0.000 description 1
- 150000003856 quaternary ammonium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000007790 scraping Methods 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 150000003512 tertiary amines Chemical class 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- GWBUNZLLLLDXMD-UHFFFAOYSA-H tricopper;dicarbonate;dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Cu+2].[Cu+2].[Cu+2].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O GWBUNZLLLLDXMD-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
Classifications
-
- 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
- C25C1/12—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of copper
-
- 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
- C22B11/08—Obtaining noble metals by cyaniding
-
- 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
- C22B15/0073—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing nitrogen
- C22B15/0076—Cyanide groups
-
- 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)
- Materials Engineering (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Health & Medical Sciences (AREA)
- Toxicology (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к гидрометаллургии. Предлагается способ переработки медных руд или концентратов, содержащих золото, с одновременным выщелачиванием как меди, так и золота цианидным раствором при молярном соотношении CN:Cu > 3,5:1 с последующим выделением из раствора меди и золота электролизом или цементацией и регенерацией цианидных ионов. Способ позволяет повысить эффективность переработки руд с высоким содержанием цианидрастворимых медных минералов с низким содержанием золота. 12 с. и 10 з.п.ф-лы.
Description
Изобретение относится к процессам гидрометаллургической экстракции, а конкретно к экстракции либо одной меди, либо меди в присутствии золота из обрабатываемой руды путем выщелачивания цианидом для полготовки золота и меди или их смесей к стадии очистки полного металлургического процесса.
Уровень техники
Можно выделить три главные стадии, которые следуют за стадией добычи в процессе получения чистых металлов и/или минералов из породы или руды. Этими тремя стадиями металлургического процесса являются: обработка руды, металлургическая экстракция и очистка металла. Обработка руды сама по себе разделяется на две стадии: измельчение и обогащение. Металлургическая экстракция может быть гидрометаллургической или пирометаллургической, а очистка металла включает выплавку, электроизвлечение или электрорафинирование продукта, извлеченного на стадии металлургической экстракции.
Можно выделить три главные стадии, которые следуют за стадией добычи в процессе получения чистых металлов и/или минералов из породы или руды. Этими тремя стадиями металлургического процесса являются: обработка руды, металлургическая экстракция и очистка металла. Обработка руды сама по себе разделяется на две стадии: измельчение и обогащение. Металлургическая экстракция может быть гидрометаллургической или пирометаллургической, а очистка металла включает выплавку, электроизвлечение или электрорафинирование продукта, извлеченного на стадии металлургической экстракции.
Золотую руду с высоким содержанием цианидрастворимых медных минералов, например, таких как халкоцит (Cu2S), борнит (FeS•2Cu2S•CuS), малахит [CuCO3•Cu(OH)2] , азурит [2CuCo3•Cu(OH)2], ковеллит (CuS) и куприт (Cu2O), традиционно трудно перерабатывать экономично вследствие больших расходов цианида при выщелачивании, а также из-за разложения цианида во время обработки фильтрата. Высокие концентрации цианида меди в выщелачивающей жидкости могут также привести к различным металлургическим осложнениям, вне зависимости от того, регенерируется ли золото по методу Меррилла-Кроу (Merrill-Crowe) или адсорбцией на активированном угле. Следовательно, многие месторождения золота, которые подпадают под эту категорию, все еще находятся в земле, ожидая адекватной технологии для своей обработки.
В течение длительного времени многочисленные исследования в этой области проводились в основном в двух направлениях: поиски новых реагентов для перевода золота в растворимое состояние, а именно выщелачивателей, более избирательно по сравнению с цианидом действующих на золото, чем на медь, или подавление реакции между медью и цианидом с помощью физического или химического маскирования медных минералов. Ни один из подходов не имел большого успеха. Данное изобретение предлагает эффективный и достаточно дешевый способ переработки золотосодержаших руд с высоким содержанием цианидрастворимых медных минералов, а также богатых медью руд с низким содержанием золота.
Гидрометаллургическое извлечение меди и золота ранее проводили выщелачиванием руд сначала серной кислотой, с целью растворения медных минералов, с последующей нейтрализацией избытка кислоты, а затем цианированием для выщелачивания золота. Такой подход не годится для сульфидсодержащих минералов, таких как халкоцит и борнит, выщелачиваемых цианидом, а не кислотой; он очень не экономичен вследствие большого расхода кислоты, основания или цианида; он требует длительного времени для стадий выщелачивания и часто становится непрактичным из-за физических изменений, происходящих в породе под действием кислоты. Необходим способ переработки медных руд или концентратов, содержащих золото, обеспечивающий одновременное выщелачивание обоих металлов, золота и меди, водным раствором цианида, выделение меди и золота в металлической форме и регенерацию ионов цианида в экономически эффективном процессе.
Сущность изобретения
Способ этого изобретения представляет собой процесс гидрометаллургического извлечения для переработки руд, содержащих либо только медь, либо золото и медь, состоящий из следующих стадий:
(a) обработка указанных руд водным раствором цианида при молярном соотношении CN:Cu > 3.5:1, что обеспечивает одновременное выщелачивание как меди, так и золота и уменьшение молярного соотношения CN:Cu в "насыщенном" выщелачивающем растворе до ≤ 4:1; и
(b) удаление и выделение меди из раствора, полученного на стадии (a).
Способ этого изобретения представляет собой процесс гидрометаллургического извлечения для переработки руд, содержащих либо только медь, либо золото и медь, состоящий из следующих стадий:
(a) обработка указанных руд водным раствором цианида при молярном соотношении CN:Cu > 3.5:1, что обеспечивает одновременное выщелачивание как меди, так и золота и уменьшение молярного соотношения CN:Cu в "насыщенном" выщелачивающем растворе до ≤ 4:1; и
(b) удаление и выделение меди из раствора, полученного на стадии (a).
Золото может быть выделено на различных стадиях процесса гидрометаллургического извлечения настоящего изобретения.
Подробное описание изобретения
Процесс гидрометаллургического выделения можно начать с общего выщелачивания, то есть с выщелачивания необработанной руды перколяцией выщелачивающих растворов через бурты или с агитационного выщелачивания, при котором процесс выщелачивания мелкораздробленной руды происходит при перемешивании или встряхивании руды с выщелачивающим раствором в реакторах. Агитационное выщелачивание может происходить в две стадии, при этом сначала идет измельчение руды, а затем выщелачивание. Или же выщелачивание может происходить на стадии измельчения.
Процесс гидрометаллургического выделения можно начать с общего выщелачивания, то есть с выщелачивания необработанной руды перколяцией выщелачивающих растворов через бурты или с агитационного выщелачивания, при котором процесс выщелачивания мелкораздробленной руды происходит при перемешивании или встряхивании руды с выщелачивающим раствором в реакторах. Агитационное выщелачивание может происходить в две стадии, при этом сначала идет измельчение руды, а затем выщелачивание. Или же выщелачивание может происходить на стадии измельчения.
Способ этого изобретения можно в общих чертах представить как обработку медных руд или концентратов с необязательным (факультативным) содержанием золота в гидрометаллургическом процессе с одновременным выщелачиванием меди и золота водным раствором цианида, выделение меди и золота в металлической форме и регенерацию CN--иона. Этот способ позволяет выделять золото и медь из руд с низким содержанием этих металлов и, следовательно, избежать стадии флотации, являющейся частью традиционного процесса обработки сульфидных медных и медно-золотых руд.
Чтобы добиться высокой эффективности выщелачивания меди и золота, способ настоящего изобретения выщелачивания руд, содержащих медь и золото, раствором цианида (имеющим соотношение CN:Cu > 4) проводится так, чтобы молярное соотношение цианида и меди (CN:Cu) в насыщенном выщелачивающем растворе было не меньше чем 4:1. Под насыщенным выщелачивающим раствором понимается раствор, получающийся из суспензии после общего, мокрого или агитационного выщелачивания (применяемый иногда комбинированный процесс общего и агитационного выщелачивания называют мокрым выщелачиванием).
Соотношение CN: Cu определяется как количество молей (CN)-, связанных с каждым молем Cu+ в растворе, плюс количество свободных ионов (CN)-, не связанных с ионами другого металла или водорода.
Другим аспектом настоящего изобретения является способ получения золота из насыщенного выщелачивающего раствора путем выделения золота цементацией в виде золота на металлической меди. Процесс состоит из следующих стадий:
(a) контактирование раствора, содержащего цианиды золота и меди, в котором соотношение CN:Cu не меньше чем 3.5:1, с медным порошком или металлической медью, электроосажденной на катоде с большой поверхностью, при этом получается продукт цементации золота на металлической меди; и
(b) выделение золота из продукта цементации электрорафинированием или плавлением.
(a) контактирование раствора, содержащего цианиды золота и меди, в котором соотношение CN:Cu не меньше чем 3.5:1, с медным порошком или металлической медью, электроосажденной на катоде с большой поверхностью, при этом получается продукт цементации золота на металлической меди; и
(b) выделение золота из продукта цементации электрорафинированием или плавлением.
Поскольку вышеописанный процесс не касается отношения CN:Cu ≥ 3.5, то можно прийти к следующему способу настоящего изобретения получения раствора, применяемого для выделения меди, с соотношением CN:Cu ≤ 3:1, состоящему из следующих стадий:
(a) обработка насыщенного раствора кислотой для понижения pH раствора до между 3 и 7 так, чтобы преимущественно осаждались частицы цианида меди Cu(CN) , а частицы CuCN либо не осаждались совсем, либо в малой степени;
(b) практически вся HCN, образующаяся в незначительной степени в виде газа на стадии (a), удаляется при пропускании газа через раствор, и
(c) контактирование раствора с сильноосновной ионообменной смолой или углем для удаления Cu(CN) из раствора.
(a) обработка насыщенного раствора кислотой для понижения pH раствора до между 3 и 7 так, чтобы преимущественно осаждались частицы цианида меди Cu(CN)
(b) практически вся HCN, образующаяся в незначительной степени в виде газа на стадии (a), удаляется при пропускании газа через раствор, и
(c) контактирование раствора с сильноосновной ионообменной смолой или углем для удаления Cu(CN)
Этот процесс можно представить уравнением
Cu(CN) + 2H+ _→ Cu(CN) + 2HCN.
Вышеописанный способ может включать дополнительную стадию обработки газового или жидкостного потока, содержащего HCN, водным раствором щелочи для генерирования цианид-иона (CN)- с целью возвращения в раствор цианида с высокой выщелачивающей эффективностью для использования в качестве выщелачивающего агента как для меди, так и для золота.
Cu(CN)
Вышеописанный способ может включать дополнительную стадию обработки газового или жидкостного потока, содержащего HCN, водным раствором щелочи для генерирования цианид-иона (CN)- с целью возвращения в раствор цианида с высокой выщелачивающей эффективностью для использования в качестве выщелачивающего агента как для меди, так и для золота.
В качестве альтернативного вышеприведенному способу предлагается дополнительный способ настоящего изобретения для получения раствора, пригодного для выделения меди путем электролиза, с соотношением CN:Cu ≤ 4:1, состоящий из стадий:
a) обработка части насыщенного выщелачивающего раствора кислотой для понижения pH раствора до 1.5-2.0;
(b) удаление образующегося при этом осадка цианида меди (CuCN);
(c) возможное (необязательное) удаление практически всего количества газообразного HCN, выделяющегося на стадии (a) пропусканием газа через раствор; и
(d) объединение осадка CuCN с частью насыщенного раствора, который не подкисляли на стадии (a) и с частью католита из электролизера, который рециркулирует на катоде электролизера.
a) обработка части насыщенного выщелачивающего раствора кислотой для понижения pH раствора до 1.5-2.0;
(b) удаление образующегося при этом осадка цианида меди (CuCN);
(c) возможное (необязательное) удаление практически всего количества газообразного HCN, выделяющегося на стадии (a) пропусканием газа через раствор; и
(d) объединение осадка CuCN с частью насыщенного раствора, который не подкисляли на стадии (a) и с частью католита из электролизера, который рециркулирует на катоде электролизера.
Этот процесс можно представить уравнением
Cu(CN) + 2CuCN _→ 3Cu(CN)
Электролитическое выделение определяется как осаждение металла на катоде из раствора металла в виде соли металла.
Cu(CN)
Электролитическое выделение определяется как осаждение металла на катоде из раствора металла в виде соли металла.
В альтернативном варианте CuCN объединяют с неподкисленным насыщенным раствором или рециркулирующим католитом.
Вышеописанный процесс может включать дополнительную стадию обработки тока газа, содержащего HCN, или подкисленного раствора, содержащего HCN (если HCN не удаляют), водным раствором щелочи с целью получения CN--иона для возвращения в раствор цианида с высокой эффективностью подщелачивания для последующего использования при выщелачивании как меди, так и золота.
Предпочтительным является способ настоящего изобретения получения раствора, пригодного для выделения меди, с соотношением CN:Cu≤ 4:1, содержащий стадии:
(a) контактирование насыщенного выщелачивающего раствора (содержащего или не содержащего золото) с невыщелоченной необработанной или тонко измельченной рудой, содержащей медь или, возможно, золото, таким образом уменьшающее соотношение CN:Cu до ≤ 4:1; и
(b) отделение образовавшегося раствора от частично выщелоченной руды с получением таким образом раствора, пригодного для выделения меди, и выщелоченной руды, из которой частично выщелочена медь.
(a) контактирование насыщенного выщелачивающего раствора (содержащего или не содержащего золото) с невыщелоченной необработанной или тонко измельченной рудой, содержащей медь или, возможно, золото, таким образом уменьшающее соотношение CN:Cu до ≤ 4:1; и
(b) отделение образовавшегося раствора от частично выщелоченной руды с получением таким образом раствора, пригодного для выделения меди, и выщелоченной руды, из которой частично выщелочена медь.
Эта руда, которая получается по описанному выше способу, возвращается затем в первоначально описанный процесс, в котором руду (содержащую медь и золото) выщелачивают раствором цианида так, чтобы молярное соотношение в насыщенном выщелачивающем растворе было не меньше чем 3.5:1.
После описанных выше стадий выщелачивания и процессов, в которых соотношение CN:Cu уменьшают до ≤ 4:1, гидрометаллургические экстракционные процессы настоящего изобретения применяют к процессам выделения меди и, возможно, золота и к удалению из раствора нежелательных примесей.
Процесс прямого выделения электролизом из раствора, содержащего цианид меди при соотношении CN:Cu ≤ 4:1 (и, возможно, содержащее золото), получаемого по вышеописанным процессам настоящего изобретения, состоит из стадий:
(a) прохождение раствора в виде электролита (католита) через камеру, содержащую катод(ы);
(b) выделение металлической меди на поверхности катода (катодов) в электролизере, в котором анод(ы) изолирован(ы) от католита катионообменной мембраной, таким образом предотвращая анодное окисление ионов цианида; и
(c) удаление меди с катода (катодов) соскабливанием с поверхности катодов или выплавкой.
(a) прохождение раствора в виде электролита (католита) через камеру, содержащую катод(ы);
(b) выделение металлической меди на поверхности катода (катодов) в электролизере, в котором анод(ы) изолирован(ы) от католита катионообменной мембраной, таким образом предотвращая анодное окисление ионов цианида; и
(c) удаление меди с катода (катодов) соскабливанием с поверхности катодов или выплавкой.
Предпочтительной катионообменной мембраной является Nafion® перфторсульфоновокислая мембрана (регистрационная торговая марка E.I. du Pont de Nemours and Company). Предпочтительным является способ выделения меди, характеризующийся высоким выходом по току и высокой плотностью тока (amps/m2 на поверхности катода).
Вышеописанный процесс прямого выделения меди можно предпочтительно проводить таким образом, чтобы pH электролита в анодном пространстве (анолит) поддерживался > 7 добавлением основания или основной соли и, следовательно, предотвращалось образование H+-ионов в анодном пространстве. Таким основанием или основной солью могут быть гидроокись или карбонат натрия. Предотвращение образования H+-ионов прдотвращает миграцию этих H+-ионов через мембрану и таким образом можно избегнуть образования HCN в католите.
Для усовершенствования вышеописанного способа выделения меди анодные камеры заполняются разбавленной минеральной кислотой, такой как серная кислота, это делает возможным образование H+-ионов на анодах и миграцию их в католит. Образовавшаяся HCN может оставаться в растворе и превращаться в цианид-ион добавлением щелочи в католит или электролитный фильтрат или удаляться из католита или электролитного фильтрата и превращаться в цианид-ион для дальнейшего использования. Образование HCN можно предотвратить, если поддерживать pH католита высоким (≥ 10.5) во всем пространстве камеры.
Дополнительное усовершенствование вышеописанного процесса выделения меди представляет собой альтернативный процесс настоящего изобретения, в котором анодом является водородный газовый диффузионный электрод, в котором H2 образуется и расходуется в реакции на аноде, таким образом предотвращается окисление ионов цианида на анодах. При этом процессе мембраны не используются.
Другие усовершенствования вышеописанного процесса выделения меди позволяют свести до минимума окисление цианида на аноде применением незащищенных анодов и тем, что (SCN)- получает возможность окисляться на анодах, таким образом уменьшается окисление цианид-ионов, а применение диафрагм позволяет свести до минимума массообмен на анодах, ограничивая доступ цианида к анодам и сводя до минимума окисление цианида.
Альтернативный вышеописанному прямому способу выделения металла способ выделения меди из раствора в процессе извлечения меди является следующим способом изобретения.
Процесс выделения меди из раствора, образующегося в способе этого изобретения, содержащего цианид меди в соотношении CN:Cu ≤ 3:1 (возможно, содержащего золото), при котором медь концентрируется первоначально путем адсорбции на сильно- или слабоосновной анионообменной смоле, состоит из стадий:
(a) контактирование раствора с анионообменной смолой, при котором на смоле селективно адсорбируется цианид меди при соотношении CN:Cu < 3:1, в то время как золото, если оно присутствует, адсорбируется в ограниченной степени до такого равновесного состояния (незначительное количество золота присутствует в растворе), которое не мешает адсорбции меди;
(b) удаление смолы с адсорбированным на ней цианидом меди из частично обедненного теперь раствора, содержащего цианид меди в соотношении CN:Cu > 3;
(c) обработка адсорбировавшей смолы, полученной на описанной выше стадии (b), элюентом, содержащим цианид меди в соотношении CN:Cu между 3.5:1 и 4:1 и с содержанием меди по меньшей мере 10 г/л (такая концентрация меди позволяет проводить стадию электрохимического извлечения с максимальным выходом по току), таким образом из смолы вымывается до 50% содержащейся на ней меди и образуется элюат с соотношением CN:Cu менее чем 4:1; и
(d) электрохимическое выделение металлической меди из элюата, образовавшегося на стадии (c) (см. выше) способом выделения меди настоящего изобретения, описанным выше.
(a) контактирование раствора с анионообменной смолой, при котором на смоле селективно адсорбируется цианид меди при соотношении CN:Cu < 3:1, в то время как золото, если оно присутствует, адсорбируется в ограниченной степени до такого равновесного состояния (незначительное количество золота присутствует в растворе), которое не мешает адсорбции меди;
(b) удаление смолы с адсорбированным на ней цианидом меди из частично обедненного теперь раствора, содержащего цианид меди в соотношении CN:Cu > 3;
(c) обработка адсорбировавшей смолы, полученной на описанной выше стадии (b), элюентом, содержащим цианид меди в соотношении CN:Cu между 3.5:1 и 4:1 и с содержанием меди по меньшей мере 10 г/л (такая концентрация меди позволяет проводить стадию электрохимического извлечения с максимальным выходом по току), таким образом из смолы вымывается до 50% содержащейся на ней меди и образуется элюат с соотношением CN:Cu менее чем 4:1; и
(d) электрохимическое выделение металлической меди из элюата, образовавшегося на стадии (c) (см. выше) способом выделения меди настоящего изобретения, описанным выше.
Еще один способ настоящего изобретения для выделения меди из раствора представляет собой процесс, в котором медь в растворе, содержащем цианид меди в соотношении CN:Cu < 3 (возможно, содержащем золото), концентрируется первоначально адсорбцией на сильно- или слабоосновной анионообменной смоле, и состоит из стадий:
(a) контактирование раствора с анионообменной смолой, при котором происходит селективная адсорбция цианида меди с соотношением CN:Cu < 3:1 на смоле, при этом золото (если оно присутствует) адсорбируется в ограниченном количестве до равновесного уровня (незначительное количество золота присутствует в растворе), который не мешает адсорбции меди;
(b) отделение (удаление) смолы с адсорбированным на ней цианидом меди из частично обедненного теперь раствора, содержащего цианид меди в соотношении CN:Cu > 3:1;
(c) обработка послесорбционной смолы, полученной выше на стадии (b) водным раствором, содержащим ионы хлора и, таким образом, удаление цианида меди со смолы;
(d) адсорбция цианида меди из раствора, образовавшегося на стадии (c) на активированном угле; и
(e) обработка угля, полученного после сорбции на стадии (d), элюентом, содержащим цианид меди в соотношении CN:Cu между 3.2:1 и 3.5:1 и имеющим концентрацию меди по меньшей мере 10 г/л и, таким образом, вымывание цианида меди из угля и получение элюата с соотношением CN:Cu, меньшим 3.5:1.
(a) контактирование раствора с анионообменной смолой, при котором происходит селективная адсорбция цианида меди с соотношением CN:Cu < 3:1 на смоле, при этом золото (если оно присутствует) адсорбируется в ограниченном количестве до равновесного уровня (незначительное количество золота присутствует в растворе), который не мешает адсорбции меди;
(b) отделение (удаление) смолы с адсорбированным на ней цианидом меди из частично обедненного теперь раствора, содержащего цианид меди в соотношении CN:Cu > 3:1;
(c) обработка послесорбционной смолы, полученной выше на стадии (b) водным раствором, содержащим ионы хлора и, таким образом, удаление цианида меди со смолы;
(d) адсорбция цианида меди из раствора, образовавшегося на стадии (c) на активированном угле; и
(e) обработка угля, полученного после сорбции на стадии (d), элюентом, содержащим цианид меди в соотношении CN:Cu между 3.2:1 и 3.5:1 и имеющим концентрацию меди по меньшей мере 10 г/л и, таким образом, вымывание цианида меди из угля и получение элюата с соотношением CN:Cu, меньшим 3.5:1.
Усовершенствование вышеописанного способа включает сорбцию смолой раствора, содержащего цианид меди с соотношением CN:Cu ≥ 3:1, с последующими стадиями:
(a) обработка смолы после сорбции кислотой с целью получения HCN и в результате этого уменьшение соотношения CN: Cu, остающегося на смоле до примерно 2:1;
(b) отделение раствора, содержащего HCN, от смолы;
(с) обработка адсорбировавшей смолы, полученной на стадии (b), водным раствором, содержащим ионы хлора, и удаление таким образом цианида меди из смолы;
(d) адсорбция цианида меди из раствора, образовавшегося на стадии (c), на активированном угле; и
(e) обработка адсорбировавшего угля в соответствии со стадией (e), описанной в предыдущем процессе.
(a) обработка смолы после сорбции кислотой с целью получения HCN и в результате этого уменьшение соотношения CN: Cu, остающегося на смоле до примерно 2:1;
(b) отделение раствора, содержащего HCN, от смолы;
(с) обработка адсорбировавшей смолы, полученной на стадии (b), водным раствором, содержащим ионы хлора, и удаление таким образом цианида меди из смолы;
(d) адсорбция цианида меди из раствора, образовавшегося на стадии (c), на активированном угле; и
(e) обработка адсорбировавшего угля в соответствии со стадией (e), описанной в предыдущем процессе.
Раствор HCN, полученный на стадии (b), можно обработать щелочью и регенерировать CN- ионы для дальнейшего использования.
Еще один альтернативный способ настоящего изобретения выделения меди представляет собой процесс, аналогичный выделению меди путем предварительной концентрации на анионообменной смоле, при котором вместо анионообменной смолы используется сильно- или слабоосновный анионообменный раствор. Эти растворы содержат третичные амины или четвертичные аммониевые соединения.
Медь, полученная по способу гидрометаллургического извлечения настоящего изобретения, готова теперь для стадий элюирования и электрохимического выделения, завершающих полный металлургический процесс.
Следующий способ данного изобретения дает возможность выделить золото. Этот процесс позволяет получать золото из цианида золота, который может содержаться в растворе, получающемся в тех случаях, когда золото присутствует. Этот способ изобретения для выделения золота из цианида золота, адсорбированного на анионообменной смоле или в растворителе, образовавшемся при контакте раствора, содержащего цианид золота, с анионообменной смолой или растворителем, состоит из стадий:
(a) контактирование смолы или растворителя, содержащих адсорбированные цианиды золота и меди, с элюентом - раствором, содержащим цианид меди с соотношением CN:Cu примерно 4:1, концентрация меди в котором примерно от 20 до 40 г/л, и происходящее при этом элюирование золота со смолы или из раствора; и
(b) выделение металлического золота из элюата цементацией на медном порошке или металлической меди, нанесенной на субстрат с высокой площадью поверхности, или электролизом.
(a) контактирование смолы или растворителя, содержащих адсорбированные цианиды золота и меди, с элюентом - раствором, содержащим цианид меди с соотношением CN:Cu примерно 4:1, концентрация меди в котором примерно от 20 до 40 г/л, и происходящее при этом элюирование золота со смолы или из раствора; и
(b) выделение металлического золота из элюата цементацией на медном порошке или металлической меди, нанесенной на субстрат с высокой площадью поверхности, или электролизом.
В этом процессе соотношение CN:Cu ≥ 4:1 и, следовательно, медь нельзя выделить электролизом с достаточной эффективностью.
Следующий способ данного изобретения позволяет удалять нежелательные фрагменты (OCN-, SCN-, Cl-, SO , Fe(CN) , Zn(CN) и т.д.), удерживая золото, медь и цианид, и состоит из стадий:
(a) контактирование распыленного потока раствора, содержащего цианиды золота и меди и различные нежелательные ионы, в котором соотношение CN:Cu является самым низким во всем цикле (и предпочтительно < 3:1), с активированным углем, и происходящее при этом адсорбирование цианидов золота и меди на активированном угле;
(b) отделение активированного угля с адсорбированными на нем цианидами золота и меди от обедненного теперь золотом, медью и цианидом выщелачивающего раствора, содержащего нежелательные ионы;
(c) обработка активированного угля с адсорбированными на нем цианидами золота и меди водным раствором цианида при температуре не ниже 100oC; и
(d) рециклизация (возращение) элюирующего раствора в стадию выщелачивания процесса.
(a) контактирование распыленного потока раствора, содержащего цианиды золота и меди и различные нежелательные ионы, в котором соотношение CN:Cu является самым низким во всем цикле (и предпочтительно < 3:1), с активированным углем, и происходящее при этом адсорбирование цианидов золота и меди на активированном угле;
(b) отделение активированного угля с адсорбированными на нем цианидами золота и меди от обедненного теперь золотом, медью и цианидом выщелачивающего раствора, содержащего нежелательные ионы;
(c) обработка активированного угля с адсорбированными на нем цианидами золота и меди водным раствором цианида при температуре не ниже 100oC; и
(d) рециклизация (возращение) элюирующего раствора в стадию выщелачивания процесса.
Claims (22)
1. Способ гидрометаллургического извлечения при переработке руд, содержащих золото и медь, заключающийся в том, что осуществляют обработку указанных руд водным раствором цианида, имеющим молярное соотношение CN : Cu > 4, обеспечивающую одновременное выщелачивание как меди так и золота, и молярное соотношение CN : Cu в насыщенном выщелачивающем растворе не меньше 4: 1, проводят удаление и выделение по возможности практически всего золота из насыщенного выщелачивающего раствора, снижение соотношения CN : Cu с > 4 в насыщенном выщелачивающем растворе до соотношения 4:1 и удаление и выделение меди из полученного раствора.
2. Способ по п.1, заключающийся в том, что руда для извлечения представляет собой руду, из которой медь частично выщелачена.
3. Способ выделения золота из насыщенного выщелачивающего раствора цементацией золота на металлической меди, заключающийся в том, что осуществляют контактирование раствора, содержащего цианид золота и цианид меди с соотношением CN : Cu не меньше 3,5:1, полученного выщелачиванием руд, содержащих медь и золото, водным раствором цианида, либо с медным порошком, либо с металлической медью, выделенной электроосаждением на катоде с большой площадью поверхности, и получением таким образом продукта цементации металлического золота на металлической меди и выделением золота из продукта цементации электрорафинированием или плавлением.
4. Способ приготовления раствора, пригодного для выделения меди, с соотношением CN : Cu ≤ 3:1, заключающийся в том, что осуществляют обработку кислотой насыщенного раствора, полученного при выщелачивании руд, содержащих медь и возможно золото, водным раствором цианида с целью снизить pH раствора от 3 до 7, так, чтобы преимущественно осаждались частицы Cu(CN) , и лишь в малой степени или совсем неосаждались Cu CN, проводят удаление по возможности практически всей газообразной HCN, образующейся при обработке кислотой насыщенного раствора пропусканием газа через раствор, и ведут контактирование раствора с сильноосновной ионообменной смолой или углем для удаления Cu(CN) из раствора.
5. Способ по п.4, заключающийся в том, что включает дополнительную стадию обработки тока газа, содержащего HCN, водным раствором щелочи с целью получения цианид-иона для использования в выщелачивающем растворе цианида.
6. Способ по п.4, заключающийся в том, что включает дополнительную стадию обработки раствора, содержащего HCN, из которого удален Cu(CN) , водным раствором щелочи с целью получения цианид-иона для использования в выщелачивающем растворе цианида.
7. Способ получения раствора с соотношением CN : Cu ≤ 4:1, пригодного для выделения меди электролизом, заключающийся в том, что осуществляют обработку кислотой части насыщенного выщелачивающего раствора, полученного выщелачиванием руд, содержащих медь и возможно золото, водным раствором цианида с целью снижения pH раствора до 1,5 - 2,0, с удалением образующегося при этом осадка цианида меди Cu CN и удалением по возможности практически всей газообразной HCN пропусканием газа через раствор и объединением осадка Cu CN с той частью насыщенного раствора, который не подкислялся и/или с частью католита из электролизера, который рециркулирует к катодам.
8. Способ по п.7, заключающийся в том, что включает дополнительную стадию обработки потока газа или жидкости, содержащего HCN, водным раствором щелочи с целью получения CN- для рециклизации в высокоэффективный выщелачивающий раствор цианида, используемый для последующего выщелачивания как меди, так и золота.
9. Способ получения раствора, пригодного для выделения меди с соотношением CN : Cu ≤ 4:1, заключающийся в том, что осуществляют контактирование насыщенного выщелачивающего раствора, полученного при выщелачивании руд, содержащих медь и возможно золото, водным цианидным раствором, с невыщелаченной необработанной или мелко раздробленной рудой, содержащей медь, так, что при этом соотношение CN : Cu снижается до ≤4:1, и проводят отделение образующегося раствора от частично выщелаченной руды с получением при этом раствора, пригодного для выделения меди, и руды, из которой медь частично выщелачена.
10. Способ прямого выделения меди электролизом из раствора, содержащего цианид меди с соотношением CN : Cu ≤4:1 и возможно содержащего золото, образующегося в результате выщелачивания руд, содержащих медь и возможно золото, водным цианидным раствором, заключающийся в том, что осуществляют пропускание раствора в виде католита через камеру, в которой находится катод или катоды с осаждением металлической меди на поверхности катода или катодов в электролизере, в котором анод или аноды изолированы от католита катионообменной мембраной для предотвращения анодного окисления цианид-ионов, и выделением меди с катода или катодов снятием с поверхности катода или катодов или плавлением.
11. Способ по п.10, заключающийся в том, что катионообменная мембрана представляет собой перфторсульфоновую кислотно-основную мембрану.
12. Способ по п.10, заключающийся в том, что в анодном пространстве pH поддерживают > 7 добавлением основания или основной соли.
13. Способ по п.10, заключающийся в том, что анод представляет собой водородный газодиффузионный электрод, на котором H2 образуется и расходуется в реакциях на аноде, что предотвращает окисление ионов CN- на аноде.
14. Способ выделения меди из раствора, содержащего цианид в соотношении CN : Cu ≤ 3, возможно содержащего золото, образующегося при выщелачивании руд, содержащих медь возможно золото, водным цианидным раствором, заключающийся в том, что осуществляют предварительное концентрирование меди путем адсорбции на анионообменной смоле путем контактирования раствора с анионообменной смолой, селективно адсорбирующей цианид меди при соотношении CN : Cu < 3: 1, при этом золото, если оно присутствует, адсорбируется в количестве, ограниченном равновесным состоянием, которое не мешает адсорбции меди, проводят отделение смолы, содержащей адсорбированный при этом цианид меди от частично обедненного раствора, содержащего цианид меди, с соотношением CN : Cu > 3: 1, ведут обработку смолы после сорбции элюентом, содержащим цианид меди в соотношении CN : Cu между 3,5:1 и 4:1 и концентрация меди в котором составляет по меньшей мере 10 г /л, с частичным элюированием цианида меди из смолы и образованием элюата с соотношением CN : Cu меньше, 4:1 и осуществляют электровыделение металлической меди из полученного элюата.
15. Способ по п.14, заключающийся в том, что электрохимическое выделение меди осуществляют пропусканием элюата в качестве католита через камеру, содержащую катод или катоды осаждением металлической меди на поверхности катода или катодов в электролизере, в котором анод или аноды изолированы от католита с помощью катионообменной мембраны, что препятствует анодному окислению цианид-ионов, и выделением меди с катода или катодов снятием или плавлением.
16. Способ по п. 15, заключающийся в том, что в анодном пространстве поддерживают pH > 7 добавлением основания или основной соли.
17. Способ по п.14, заключающийся в том, что электрохимическое выделение меди осуществляют пропусканием элюата в качестве католита через камеру, содержащую катод или катоды, осаждением металлической меди на поверхности катода или катодов в электролизере, в котором анод или аноды представляют собой водородный газодиффузионный электрод, и выделением с катода или катодов снятием или плавлением.
18. Способ выделения меди из раствора, содержащего цианид меди с соотношением CN : Cu < 3:1 и возможно содержащего золото, образующегося при выщелачивании руд, содержащих медь и возможно золото, водным цианидным раствором, заключающийся в том, что медь предварительно концентрируют адсорбцией на анионообменной смоле путем концентрирования раствора с анионоообменной смолой, при этом смола селективно адсорбирует цианид меди при соотношении CN : Cu < 3:1, тогда как золото, если присутствует, адсорбируется в количестве, ограниченном состоянием равновесия, которое не мешает адсорбции меди, проводят отделение смолы, содержащей адсорбированный цианид меди, от частично обедненного раствора, содержащего цианид меди при соотношении CN : Cu < 3:1, ведут обработку смолы после сорбции водным раствором, содержащим ионы хлора, с удалением цианида меди из смолы, осуществляют адсорбцию цианида меди из полученного раствора на активированном угле, проводят обработку угля после сорбции элюентом, содержащим цианид меди в соотношении CN : Cu между 3,2:1 и 3,5: 1 и медь в количестве по крайней мере 10 г/л, элюирование при этом цианида меди с угля и образование элюата с соотношением CN : Cu меньше 3,5:1, и осуществляют электровыделение металлической меди из элюата.
19. Способ выделения меди из раствора, содержащего цианид меди с соотношением CN : Cu ≥ 3:1, возможно содержащего золото, образующегося при выщелачивании руд, содержащих медь и факультативно золото, водным цианидным раствором, заключающийся в том, что медь первоначально концентрируют адсорбцией на анионообменной смоле путем контактирования раствора с анионообменной смолой, при этом селективно адсорбируется на смоле цианид меди, тогда как золото, если присутствует, адсорбируется в количестве, ограниченном равновесным состоянием, не мешающем адсорбции меди, проводят отделение смолы с адсорбированным на ней цианидом меди от частично обедненного раствора, содержащего цианид меди при соотношении CN : Cu < 3:1 осуществляют обработку смолы после сорбции кислотой с получением HCN и уменьшением при этом соотношения CN : Cu на смоле до примерно 2:1, ведут отделение раствора, содержащего HCN, от смолы, обработку смолы после сорбции водным раствором с ионами хлора с удалением цианида меди со смолы, осуществляют адсорбцию цианида меди из полученного раствора активированным углем, проводят обработку угля после сорбции элюентом, содержащим цианид меди при соотношении CN : Cu между 3,2: 1 и 3,5:1 и концентрацией меди в нем по меньшей мере 10г/л, при этом с угля элюируется цианид меди и образуется элюат с соотношением CN : Cu меньшем 3,5:1 и осуществляют электровыделение металлической меди из элюата.
20. Способ выделения меди из раствора, содержащего цианид меди с соотношением CN : Cu ≤ 3, образующегося при выщелачивании руд, содержащих медь и возможно золото, водным цианидным раствором, заключающийся в том, что медь предварительно концентрируют экстракцией анионообменным растворителем путем контактирования раствора с анионоообменным растворителем, при этом селективно извлекается растворителем цианид меди в соотношении CN : Cu < 3:1, с извлечением золота, если присутствует, в количестве, ограниченном равновесным состоянием, не мешающем экстракции меди, проводят отделение раствора, содержащего извлеченный цианид меди, от раствора частично обедненного, содержащего цианид меди в соотношении CN : Cu > 3:1, ведут обработку растворителя после экстракции элюентом, содержащим цианид меди при соотношении CN : Cu между 3,5:1 и 4:1 и медь в количестве по меньшей мере 10 г/л, с элюированием таким образом цианида меди из растворителя и образованием элюата с соотношением CN : Cu меньшем 4:1 и осуществляют электровыделение металлической меди из элюата.
21. Способ выделения золота из цианида золота, адсорбированного на анионообменной смоле или из растворителя, получающегося в результате контакта между раствором, содержащим цианид золота, полученным при выщелачивании руд, содержащих медь и золото, с водным раствором цианида, и анионообменной смолой или растворителем, заключающийся в том, что проводят контактирование смолы или растворителя с адсорбированными в них цианидами золота меди с раствором элюента, содержащим цианид меди при соотношении CN : Cu примерно 4:1, с концентрацией меди примерно 20 - 40 г/л, с элюированием таким образом цианида золота со смолы или из растворителя и осуществляют удаление (выделение) металлического золота из элюата цементацией на медном порошке или металлической меди, нанесенной на субстрат с большой поверхностью или электролизом.
22. Способ очистки от нежелательных фрагментов (ионов) во время гидрометаллургического процесса извлечения золота и меди из руд, заключающийся в том, что осуществляют контакт раствора, содержащего цианид золота, цианид меди и нежелательные фрагменты, образующиеся во время гидрометаллургического процесса, на стадии указанного процесса, когда соотношение CN : Cu < 3,1, с активированным углем, селективно адсорбирующим при этом цианиды золота и меди, и проводят отделение активированного угля с адсорбированными на нем цианидами золота и меди от обедненного золотом, медью и цианидами раствора, содержащешл нежелательные примеси.
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US08/217.912 | 1994-03-25 | ||
US08/217,912 | 1994-03-25 | ||
US08/217,912 US5411575A (en) | 1994-03-25 | 1994-03-25 | Hydrometallurgical extraction process |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2124573C1 true RU2124573C1 (ru) | 1999-01-10 |
RU96121251A RU96121251A (ru) | 1999-01-20 |
Family
ID=22812989
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU96121251A RU2124573C1 (ru) | 1994-03-25 | 1995-03-23 | Способ гидрометаллургического извлечения |
Country Status (20)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5411575A (ru) |
EP (1) | EP0752013B1 (ru) |
JP (1) | JPH09511023A (ru) |
CN (1) | CN1144541A (ru) |
BG (1) | BG62096B1 (ru) |
BR (1) | BR9507420A (ru) |
CA (1) | CA2186356C (ru) |
CZ (1) | CZ279696A3 (ru) |
DE (1) | DE69511536T2 (ru) |
ES (1) | ES2137506T3 (ru) |
FI (1) | FI963809A (ru) |
HU (1) | HUT76516A (ru) |
MX (1) | MX9604046A (ru) |
NO (1) | NO964011L (ru) |
PE (1) | PE50095A1 (ru) |
PL (1) | PL316432A1 (ru) |
RU (1) | RU2124573C1 (ru) |
TJ (1) | TJ279B (ru) |
WO (1) | WO1995026418A1 (ru) |
ZA (1) | ZA951511B (ru) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2763699C1 (ru) * | 2021-05-26 | 2021-12-30 | Андрей Андреевич Кобяков | Электролизер для извлечения металла из раствора |
Families Citing this family (23)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5968364A (en) * | 1993-03-16 | 1999-10-19 | Henkel Corporation | Process for the removal of toxic cyanide and heavy metal species from alkaline solutions |
US5807421A (en) * | 1994-03-25 | 1998-09-15 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Hydrometallurgical extraction process |
US5667557A (en) * | 1994-03-25 | 1997-09-16 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Hydrometallurgical extraction and recovery of copper, gold, and silver via cyanidation and electrowinning |
WO1998056494A1 (en) * | 1997-06-09 | 1998-12-17 | Hw Process Technologies, Inc. | Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions |
US5961833A (en) * | 1997-06-09 | 1999-10-05 | Hw Process Technologies, Inc. | Method for separating and isolating gold from copper in a gold processing system |
AU758572B2 (en) * | 1997-10-30 | 2003-03-27 | Hw Process Technologies, Inc. | Method for removing contaminants from process streams in metal recovery processes |
US20030089619A1 (en) * | 2000-02-22 | 2003-05-15 | Sunil Jayasekera | Process and apparatus for recovery of cyanide and metals |
US6500231B1 (en) | 2001-03-29 | 2002-12-31 | Newmont Usa Limited | Recovery of precious metals from thiosulfate solutions |
AU2002951283A0 (en) * | 2002-09-09 | 2002-09-19 | Occtech Engineering Pty Ltd | Process and apparatus for recovery of cynanide and metals |
US20050067341A1 (en) * | 2003-09-25 | 2005-03-31 | Green Dennis H. | Continuous production membrane water treatment plant and method for operating same |
WO2006116533A2 (en) * | 2005-04-27 | 2006-11-02 | Hw Process Technologies, Inc. | Treating produced waters |
WO2008036816A2 (en) * | 2006-09-20 | 2008-03-27 | Hw Advanced Technologies, Inc. | Multivalent iron ion separation in metal recovery circuits |
US20080128354A1 (en) * | 2006-11-30 | 2008-06-05 | Hw Advanced Technologies, Inc. | Method for washing filtration membranes |
US8262768B2 (en) * | 2007-09-17 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
US8262770B2 (en) | 2007-09-18 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes |
US7922788B2 (en) * | 2007-09-18 | 2011-04-12 | Barrick Gold Corporation | Process for recovering gold and silver from refractory ores |
AU2010239083A1 (en) * | 2009-04-24 | 2011-11-10 | Precious Metals Recovery Pty Ltd | Enhanced recovery of gold |
CN103805775B (zh) * | 2014-03-10 | 2016-05-04 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 含铜低品位金矿资源综合利用工艺 |
JP6066007B1 (ja) * | 2016-05-10 | 2017-01-25 | 日立金属株式会社 | 精製銅の製造方法及び電線の製造方法 |
WO2017216417A1 (en) * | 2016-06-17 | 2017-12-21 | Outotec (Finland) Oy | A method of recovering gold from a gold-bearing concentrated copper chloride solution |
RU2687613C2 (ru) * | 2017-07-12 | 2019-05-15 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы |
CN108641936B (zh) * | 2018-02-05 | 2020-07-31 | 中国环境科学研究院 | 一种基于瘤胃仿生原理的一体式两相厌氧干发酵反应器 |
KR102138194B1 (ko) * | 2018-11-26 | 2020-07-27 | (주)다남이엔이 | 흡착제를 이용한 금속회수 방법 |
Family Cites Families (13)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2112298A (en) * | 1935-03-27 | 1938-03-29 | Merrill Co | Metallurgical cyanide process |
US2124421A (en) * | 1935-05-07 | 1938-07-19 | Phelps Dodge Corp | Cyanide process |
GB1050303A (ru) * | 1964-12-14 | 1900-01-01 | ||
WO1984002148A1 (en) * | 1982-12-02 | 1984-06-07 | Stuart Guy Clarke | Precious metal recovery |
CA1221842A (en) * | 1983-06-03 | 1987-05-19 | Arthur E. Coburn | Treatment of ores |
DE3330795A1 (de) * | 1983-08-26 | 1985-04-18 | MNR Reprocessing, Inc., Wilmington, Del. | Verfahren zur gewinnung von kupfer sowie gegebenenfalls silber und gold durch laugung oxidischer und sulfidischer materialien mit wasserloeslichen cyaniden |
US4681628A (en) * | 1985-05-01 | 1987-07-21 | Norcim Investments Pty. Ltd. | Gold Recovery processes |
CA1318480C (en) * | 1988-10-21 | 1993-06-01 | Adrian J. Goldstone | Cyanide regeneration process |
US5078977A (en) * | 1988-10-21 | 1992-01-07 | Cyprus Minerals Company | Cyanide recovery process |
US5254153A (en) * | 1988-10-21 | 1993-10-19 | Cyprus Minerals Company | Cyanide recycling process |
GB9007122D0 (en) * | 1990-03-30 | 1990-05-30 | Ortech Corp | Removal of base metals and cyanide from gold-barren c-i-p solutions |
BR9106985A (pt) * | 1990-11-15 | 1993-10-05 | Sceresini Bruno Holdings | Recuperacao de metais base por adsorcao de complexos ciano sobre carvao ativado |
US5176886A (en) * | 1991-01-23 | 1993-01-05 | Bio-Recovery Systems, Inc. | Rapid, ambient-temperature process for stripping gold bound to activated carbon |
-
1994
- 1994-03-25 US US08/217,912 patent/US5411575A/en not_active Expired - Lifetime
-
1995
- 1995-02-23 ZA ZA951511A patent/ZA951511B/xx unknown
- 1995-03-20 PE PE1995264393A patent/PE50095A1/es not_active Application Discontinuation
- 1995-03-23 CN CN95192279A patent/CN1144541A/zh active Pending
- 1995-03-23 WO PCT/US1995/003201 patent/WO1995026418A1/en active IP Right Grant
- 1995-03-23 CZ CZ962796A patent/CZ279696A3/cs unknown
- 1995-03-23 EP EP95913691A patent/EP0752013B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1995-03-23 ES ES95913691T patent/ES2137506T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1995-03-23 TJ TJ96000410A patent/TJ279B/xx unknown
- 1995-03-23 RU RU96121251A patent/RU2124573C1/ru active
- 1995-03-23 DE DE69511536T patent/DE69511536T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1995-03-23 HU HU9602622A patent/HUT76516A/hu unknown
- 1995-03-23 BR BR9507420A patent/BR9507420A/pt not_active IP Right Cessation
- 1995-03-23 CA CA002186356A patent/CA2186356C/en not_active Expired - Fee Related
- 1995-03-23 MX MX9604046A patent/MX9604046A/es not_active IP Right Cessation
- 1995-03-23 PL PL95316432A patent/PL316432A1/xx unknown
- 1995-03-23 JP JP7525185A patent/JPH09511023A/ja active Pending
-
1996
- 1996-09-18 BG BG100853A patent/BG62096B1/bg unknown
- 1996-09-24 NO NO964011A patent/NO964011L/no unknown
- 1996-09-24 FI FI963809A patent/FI963809A/fi unknown
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Лодейщиков В.В. и др. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973, с. 214-219. DE 3330795 18.04.85. GB 2156794 16.10.85. US 4269808 26.05.81. Реферативный журнал металлургия N 1Г345, 1991. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2763699C1 (ru) * | 2021-05-26 | 2021-12-30 | Андрей Андреевич Кобяков | Электролизер для извлечения металла из раствора |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
NO964011D0 (no) | 1996-09-24 |
MX9604046A (es) | 1997-12-31 |
DE69511536D1 (de) | 1999-09-23 |
NO964011L (no) | 1996-09-24 |
BR9507420A (pt) | 1997-09-09 |
AU679356B2 (en) | 1997-06-26 |
FI963809A0 (fi) | 1996-09-24 |
FI963809A (fi) | 1996-09-24 |
CZ279696A3 (en) | 1997-05-14 |
JPH09511023A (ja) | 1997-11-04 |
TJ279B (en) | 2000-12-13 |
AU1998495A (en) | 1995-10-17 |
CA2186356A1 (en) | 1995-10-05 |
PE50095A1 (es) | 1996-02-12 |
ZA951511B (en) | 1996-08-23 |
HUT76516A (en) | 1997-09-29 |
HU9602622D0 (en) | 1996-11-28 |
CA2186356C (en) | 2003-06-17 |
DE69511536T2 (de) | 2000-04-27 |
BG62096B1 (bg) | 1999-02-26 |
ES2137506T3 (es) | 1999-12-16 |
BG100853A (en) | 1997-08-29 |
PL316432A1 (en) | 1997-01-06 |
CN1144541A (zh) | 1997-03-05 |
EP0752013B1 (en) | 1999-08-18 |
US5411575A (en) | 1995-05-02 |
EP0752013A1 (en) | 1997-01-08 |
WO1995026418A1 (en) | 1995-10-05 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2124573C1 (ru) | Способ гидрометаллургического извлечения | |
US3930969A (en) | Process for oxidizing metal sulfides to elemental sulfur using activated carbon | |
RU2111270C1 (ru) | Способы получения и выщелачивания металлов из минерального сырья, устройство для их осуществления | |
RU96121251A (ru) | Способ гидрометаллургического извлечения | |
MXPA03000744A (es) | Metodo para la recuperacion de minerales brutos con metal de materiales que contienen metal utilizando lixiviacion de temperatura a presion elevada. | |
EA005630B1 (ru) | Способ (варианты) и система извлечения меди из содержащего медь материала | |
US5051128A (en) | Elution process for gold-iodine complex from ion-exchange resins | |
US3772003A (en) | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore | |
US5667557A (en) | Hydrometallurgical extraction and recovery of copper, gold, and silver via cyanidation and electrowinning | |
NZ205153A (en) | Hydrometallurgical process for recovery of gold or silver from ores | |
US8097132B2 (en) | Process and device to obtain metal in powder, sheet or cathode from any metal containing material | |
US5807421A (en) | Hydrometallurgical extraction process | |
JP2015048524A (ja) | 活性炭に吸着された金の回収方法 | |
AU679356C (en) | Hydrometallurgical extraction process | |
AU734584B2 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
JPH0463157B2 (ru) | ||
EP0061468A1 (en) | RECOVERY OF SILVER FROM ORES AND CONCENTRATES. | |
CA1125227A (en) | Process for recovering cobalt electrolytically | |
AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
CA2204424C (en) | Process for the extraction and production of gold and platinum-group metals through cyanidation under pressure | |
US5449396A (en) | Method for recovering gold and silver from ore starting materials | |
JPS5832235B2 (ja) | 鉱石と濃縮物から鉛を生産する方法 | |
CA1235577A (en) | Treatment of residues | |
JP2006016679A (ja) | 硫化銅鉱からの貴金属回収方法 | |
PL111091B1 (en) | Process for recovering the high purity copper from diluted ammonia solution |