RU2125107C1 - Гидрометаллургический процесс восстановления содержания драгоценных металлов из руд драгоценных металлов тиосульфатным выщелачиванием - Google Patents

Гидрометаллургический процесс восстановления содержания драгоценных металлов из руд драгоценных металлов тиосульфатным выщелачиванием Download PDF

Info

Publication number
RU2125107C1
RU2125107C1 RU96102036/02A RU96102036A RU2125107C1 RU 2125107 C1 RU2125107 C1 RU 2125107C1 RU 96102036/02 A RU96102036/02 A RU 96102036/02A RU 96102036 A RU96102036 A RU 96102036A RU 2125107 C1 RU2125107 C1 RU 2125107C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
thiosulfate
solution
precious metals
particles
leaching
Prior art date
Application number
RU96102036/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU96102036A (ru
Inventor
Ронг-Ю Ван (US)
Ронг-Ю Ван
К.Марк Левайер (US)
К.Марк Левайер
Ричард Б. Клейтон (US)
Ричард Б. Клейтон
Original Assignee
Ньюмонт Голд Ко.
Ньюмонт Майнинг Корпорейшн
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Ньюмонт Голд Ко., Ньюмонт Майнинг Корпорейшн filed Critical Ньюмонт Голд Ко.
Publication of RU96102036A publication Critical patent/RU96102036A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2125107C1 publication Critical patent/RU2125107C1/ru

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к извлечению драгоценных металлов выщелачиванием. Гидрометаллургический процесс извлечения драгоценных металлов из тугоплавких руд драгоценных металлов, содержащих углерод, поглощающий драгоценные металлы, тиосульфатным выщелачиванием, включает создание массы частиц и/или макрочастиц рудного материала, имеющего содержание драгоценных металлов и углеродистые компоненты, поглощающие содержание драгоценного металла, введение массы частиц и/или макрочастиц в контакт с раствором тиосульфатного выщелачивателя в условиях, способствующих образованию устойчивых комплексов тиосульфата драгоценного металла, восстановление тиосульфатного выщелачивателя из массы частиц и/или макрочастиц после периода контакта, достаточного для насыщения раствора выщелачивателя содержанием драгоценных металлов, извлечнных из рудного материала, и восстановление содержания драгоценных металлов из раствора выщелачивателя. Способы позволяют извлекать драгоценные металлы из ранее неиспользуемых для этого руд. 3 с. и 32 з.п.ф-лы, 2 ил.

Description

Изобретение относится к области металлургии, а именно к области химического восстановления металлов из руд, и может быть использовано при получении драгоценных металлов из тугоплавких руд, не используемых в традиционной металлургии.
Традиционно драгоценные металлы извлекали из руд посредством вымывания или выщелачивания с использованием цианид - содержащих растворов. Однако было обнаружено, что некоторые руды не позволяют выщелачивать в удовлетворительной степени драгоценные металлы. Такие руды получили название "тугоплавкие".
Причина тугоплавкости руд состоит в наличии в этих рудах углеродистого материала. Предположительно, содержащийся в руде углеродистый материал способен сорбировать комплексы золота из растворов выщелачивания. Абсорбированное золото не восстанавливается, остается в материале руды в хвостах. Следует отметить, что небольшое количество углеродистого материала способно поглотить практически все растворенное в процессе выщелачивания золото. Углеродистый материал предположительно может также обволакивать золото, изолируя его от выщелачивающего раствора.
Было исследовано множество технологических процессов, принципиально способных пассивировать или дезактивировать способность углеродистого материала препятствовать выщелачиванию драгоценных металлов из руд. К этим процессам относятся обжиг, предварительная обработка керосином, флотация, водное хлорирование, химическое окисление и биологическое окисление. Однако ни один из перечисленных методов не дал приемлемых результатов.
Известен, в частности, гидрометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из тугоплавкого углеродистого рудного тела (Hemmati M., Hendrix J.L., Nelson J.H., Milosavlievic E.B. Study of the thiosulphate leaching of gold from carbonaceous ore and the quantitative determination of thiosulphate in the leached solution. Extr. Met. 89 : Pap. Symp., London 10 - 13 July, 1989. - London, 1989, pp 665 - 678), включающий выщелачивание драгоценных металлов тиосульфатным раствором и по меньшей мере периодическое выделение из тиосульфатного раствора драгоценных металлов.
Однако, как и другие способы восстановления драгоценных металлов из тугоплавких руд, вышеуказанный способ не удовлетворяет технологическим и экономическим требованиям производства.
Техническая задача, решаемая изобретением, состоит в разработке технологического и экономического способа восстановления драгоценных металлов из тугоплавких углеродистых руд.
Технический результат, получаемый в результате реализации изобретения, состоит в промышленном использовании ранее считавшихся непромышленными руд.
Для достижения указанного технического результата согласно первому варианту реализации изобретения исходный тугоплавкий углеродистый рудный материал укладывают в виде отвала из частиц и/или макрочастиц, обрабатывают отвал выщелачивающим тиосульфатным раствором, отделяют тиосульфатный раствор от отвала с последующим по крайней мере периодическим извлечением из тиосульфатного раствора драгоценного металла и рециркуляцией тиосульфатного раствора. Предпочтительно использовать рудный материал, содержащий смешанные сульфидно-оксидные руды, углеродистые руды и сульфидные руды. Преимущественно используют частицы и макрочастицы, размер 90% которых не превышает 5 мм. Обычно в качестве тиосульфатного выщелачивающего раствора используют водный раствор тиосульфатного аммония и/или тиосульфата натрия с концентрацией не менее 0,05 М. Преимущественно драгоценные металлы восстанавливают из тиосульфатного раствора непрерывно. Восстановление могут производить цементированием цинком, медью или алюминием. Восстановление могут также производить осаждением растворимого сульфида. Перед рециркуляцией тиосульфатный раствор предпочтительно подвергают полному или частичному восстановлению. Обычно из рудного тела извлекают золото. При этом pH тиосульфатного раствора составляет не менее 9, а в состав его входят ионы, содержащие двухвалентную медь. Содержание меди обычно составляет от 20 до 30 частей на миллион выщелачивающего раствора. Ионы, содержащие двухвалентную медь, обычно представляют собой тетрааминные комплексы. Тиосульфатный выщелачивающий раствор может дополнительно содержать аммиак, преимущественно в количестве не менее 0,05 М. В случае использования сульфидной руды обычно ее предварительно окисляют. Преимущественно в оксидную форму переходит не менее 40% сульфидной серы.
Указанный технический результат достигается и согласно второму варианту реализации способа. Согласно второму варианту реализации драгоценные металлы выщелачивают из отвала, состоящего из частиц и/или макрочастиц, причем выщелачивание путем пропускания тиосульфатного выщелачивающего раствора через отвал с последующим отделением тиосульфатного раствора, содержащего драгоценные металлы, и по меньшей мере периодическим выделением из раствора драгоценных металлов с последующей рециркуляцией по меньшей мере части тиосульфатного раствора. Предпочтительно подавать при рециркуляции тиосульфатный выщелачивающий раствор на верхнюю поверхность отвала с расходом от 0,0000013 до 0,0000065 куб. м в сек на кв.м. Обычно используют водный выщелачивающий раствор тиосульфата аммония или тиосульфата натрия при pH не менее 9. Преимущественно при извлечении золота в тиосульфатный выщелачивающий раствор вводят ионы, содержащие двухвалентную медь в количестве от 20 до 30 частей на миллион, и аммиак в концентрации не менее 0,05 М. Рециркуляцию по меньшей мере части тиосульфатного выщелачивающего раствора через отвал обычно проводят после по меньшей мере частичного извлечения из раствора драгоценного металла. Преимущественно используют отвал, составленный из частиц и/или макрочастиц, 90% которых имеют размер, не превышающий 5 мм, при этом расход потока выщелачивающего тиосульфатного раствора составляет от 0,0000013 до 0,0000065 куб.м в сек на кв.м. Отвал обычно состоит из частиц и/или макрочастиц смешанных сульфидно-оксидных руд, углеродистых руд и сульфидных руд. При использовании сульфидной руды предпочтительно предварительно провести ее биоокисление.
Указанный технический результат достигается и согласно третьему варианту реализации изобретения. Согласно третьему варианту реализации измельченную массу частиц и/или макрочастиц рудного материала обрабатывают выщелачивающим тиосульфатным раствором с последующим отделением выщелачивающего раствора, насыщенного драгоценными металлами, и выделением из раствора драгоценных металлов. Предпочтительно использовать частицы и/или макрочастицы смешанных сульфидно-оксидных руд, углеродистых руд и сульфидных руд. Преимущественно используют водный выщелачивающий тиосульфатный раствор, содержащий тиосульфат аммония и/или тиосульфат натрия с концентрацией тиосульфата не менее 0,05 М и pH не менее 9. Преимущественно используют отвал, составленный из частиц и/или макрочастиц, 90% которых имеют размер, не превышающий 5 мм, при этом расход потока выщелачивающего тиосульфатного раствора составляет от 0,0000013 до 0,0000065 куб.м в сек на кв.м. Отвал обычно составляют из частиц и/или макрочастиц смешанных сульфидно-оксидных руд, углеродистых руд и сульфидных руд. В случае использования сульфидной руды ее предпочтительно предварительно подвергают биоокислению. Выделение драгоценных металлов из выщелачивающего тиосульфатного раствора обычно проводят путем цементирования цинком, медью или алюминием или осаждением растворимого сульфида.
Частицы рудного тела могут быть получены при измельчении рудного тела любыми известными технологически приемлемыми способами до размера частиц, оптимального для выщелачивания. Понятие отвал, используемое далее, подразумевает статичное рудное тело из массы частиц и/или макрочастиц, опирающихся только на основание снизу, т.е. выполненное в виде кучи, груды, которое может быть поддержано с боков при условии, что рудный материал остается статичным, т. е. в колонне, чане, ванне и аналогичных емкостях, форма которых удобна для циркуляции выщелачивающего раствора.
Под понятием "частицы" в дальнейшем будут подразумеваться отдельные частицы рудного материала, образованные после дробления. Под понятием макрочастицы в дальнейшем будут подразумеваться тела, состоящие из отдельных частиц, агломерированных известным образом.
При обработке руд, содержащих серу в виде сульфида, которая также препятствует выделению драгоценного металла из руды, предпочтительно предварительно окислить эти руды. При этом желательно, чтобы содержание сульфидной серы снижалось до 40% и более. Сульфиды могут быть окислены обработкой в автоклаве, хлорированием, азотной кислотой или методом биоокисления.
При биоокислении или окислении азотной кислотой рудный материал будет иметь кислую среду. В этом случае целесообразно предварительно придать руде pH не менее 9. Это можно выполнить посредством промывки рудного материала и/или обработкой его водным раствором, имеющим щелочную среду. Для этого могут быть использованы растворы карбоната натрия, гидроксида аммония, извести или каустической соды.
Процесс выщелачивания раствором тиосульфата отвала включает пропускание тиосульфатного выщелачивающего раствора через отвал в условиях, обеспечивающих извлечение драгоценного металла из руды. После прохождения отвала тиосульфатный выщелачивающий раствор насыщается драгоценным металлом. На дне отвала насыщенный тиосульфатный выщелачивающий раствор восстанавливают и подают на поверхность отвала. Драгоценные металлы из раствора восстанавливают с переводом в осадок. Процесс восстановления драгоценного металла может происходить как периодически, так и непрерывно. Как установлено, соблюдая необходимую концентрацию тиосульфата в растворе, его pH, условия окисления/восстановления, концентрацию аммиака, можно получить высокую степень извлечения драгоценного металла из руды без предварительной ее обработки для удаления препятствующих компонентов руды. Измельчение рудного материала перед процессом выщелачивания увеличивает площадь поверхности руды, повышая тем самым степень извлечения драгоценного металла.
В дальнейшем термин "руда" будет характеризовать не только руду как таковую, но и концентраты, хвосты, пустую породу или отходы, в которых присутствует достаточное количество драгоценных металлов, которые могут быть восстановлены данным способом.
Подходящими рудами для проведения процесса являются смешанные углеродисто-сульфидные руды, углеродистые руды, сульфидные руды (пиритные, арсенопиритные, в которых драгоценный металл связан с сульфидтоном), а также смеси вышеуказанных руд.
В дальнейшем изобретение будет иллюстрировано графическим материалом, где на фиг. 1 приведена принципиальная схема процесса, на фиг. 2 приведена структурная схема основных ступеней процесса выщелачивания и восстановления драгоценных металлов из измельченного рудного материала.
В случае использования низкокачественного бедного рудного материала предпочтительно использовать отвал агломерированных частиц и макрочастиц, на верхнюю поверхность которого подают тиосульфатный выщелачивающий раствор с регулируемой скоростью потока в условиях, способствующих прохождению раствора через отвал и смачиванию агломерированных частиц руды. Восстановление тиосульфатного выщелачивающего раствора проводят на дне отвала.
В случае использования высококачественного рудного материала, содержащего значительное количество драгоценного материала, предпочтительно обрабатывать частицы руды размером примерно 200 меш. В этом случае предпочтительно образовывать суспензию частиц рудного материала в тиосульфатном выщелачивающем растворе в емкости с мешалкой.
Ион тиосульфата, необходимый для выщелачивания, может быть получен из различных источников. В частности, могут быть использованы тиосульфат аммония и/или тиосульфат натрия. Условия выщелачивания должны быть оптимизированы относительно устойчивости иона тиосульфата, извлечения драгоценного металла и комплексообразования/сольватации. Предпочтительно использовать следующие условия:
а) содержание тиосульфата аммония и/или тиосульфата натрия не менее 0,05 М (т. е. 7,5 грамм тиосульфата аммония на литр выщелачивающего раствора), предпочтительно от 0,1 М до 0,2 М (т.е. от 15 до 30 грамм тиосульфата аммония на литр выщелачивающего раствора);
б) pH не менее 9 (предпочтительно от 9,2 до 10);
в) содержание окислителя (предпочтительно, ионы тетраамина, содержащие двухвалентную медь) в достаточной концентрации для катализа реакции (менее 0,001 М, т. е. менее 60 частей на миллион частей выщелачивающего раствора, предпочтительно от 20 до 30 частей);
г) содержание аммиака должно быть достаточно для стабилизации комплекса тиосульфата и аммиачной двухвалентной меди (по меньшей мере, 0,05 М, а предпочтительно не менее 0,1 М).
После насыщения тиосульфатного выщелачивающего раствора драгоценным металлом последний может быть восстановлен различными путями, в том числе, предпочтительно, осаждением. Для этого используют:
а) медь в виде порошка или осадок меди после цементирования;
б) цинк в виде металлического порошка;
в) алюминий в виде металлического порошка;
г) растворимые сульфиды.
При использовании в качестве осадителей цинка, алюминия и растворимых сульфидов целесообразно дополнительно вводить в выщелачивающий раствор двухвалентную медь.
На фиг. 1 схематично приведен процесс обработки рудного материала в отвале. Как было указано выше, тиосульфатный выщелачивающий раствор пропускают через весь отвал 1 частиц и/или макрочастиц. Насыщенный драгоценными металлами выщелачивающий раствор восстанавливают и пропускают по трубе 10 в резервуар 20 для хранения. Первоначально резервуар 20 целесообразно использовать для приготовления первичного выщелачивающего раствора. В этом случае воду и тиосульфат смешивают вместе с источником ионов двухвалентной меди и источником ионов аммиака.
В ходе процесса в резервуар 20 могут быть дополнительно введены источники ионов двухвалентной меди, аммиака и/или тиосульфата аммония.
Восстановленный тиосульфатный выщелачивающий раствор подают из резервуара 20 посредством трубы 40, насоса 30 и труб 50, 60 и 70 в отвал 1.
Восстановление драгоценного металла осуществляют во время пребывания тиосульфатного выщелачивающего раствора в системе 80, в которую насыщенный раствор поступает по трубе 90. После восстановления драгоценного металла из раствора частично или полностью регенерированный выщелачивающий раствор по трубе 100 поступает обратно в трубу 70 и в отвал, при этом часть раствора по трубе 60 может поступать в отвал 1 и без регенерации. Возможен вариант реализации изобретения, при котором весь тиосульфатный выщелачивающий раствор проходит стадию регенерации. Очевидно, что при регенерации выщелачивающего раствора проводят выделение драгоценного металла из выщелачивающего раствора. Однако насыщение выщелачивающего раствора драгоценным металлом может происходить во время нескольких проходов выщелачивающего раствора через отвал, в этом случае восстановление выщелачивающего раствора проводят только после выделения драгоценного металла из раствора.
Предпочтительно рециркулировать тиосульфатный выщелачивающий раствор через отвал с интенсивностью потока от 0,08 до 0,4 куб. дм. в минуту на 1 кв. м площади верхней поверхности отвала, причем наиболее предпочтительно использовать поток интенсивностью 0,2 куб. дм. в минуту на 1 кв. м площади верхней поверхности отвала. Поток может быть диспергирован любым известным методом, предпочтительно, методом капельного орошения или распыления, причем в процессе распыления тиосульфатный выщелачивающий раствор дополнительно насыщается кислородом.
При каждом проходе тиосульфатного раствора через отвал концентрация драгоценного металла в растворе увеличивается. Предпочтительно проводить восстановление драгоценного металла из раствора постоянно или периодически до стадии насыщения раствора драгоценным металлом. Однако возможен вариант реализации изобретения, при котором проводят рециркуляцию тиосульфатного выщелачивающего раствора через отвал до полного насыщения его драгоценным металлом.
Предпочтительно также при восстановлении драгоценного металла из раствора использовать метод скользящей струи.
На фиг. 2 приведен вариант реализации изобретения применительно к мелко измельченному тугоплавкому рудному материалу, содержащему углеродистые компоненты.
Мелко измельченный углеродистый рудный материал 101 первоначально разжижают водой 102, затем обрабатывают тиосульфатным выщелачивающим раствором 103, сульфатом меди 104 и аммиаком 105 в установке 110 обработки шлама. Каждый компонент добавляют в количестве, обеспечивающем оптимальные условия выщелачивания для конкретного типа обрабатываемой руды.
Если мелко измельченный углеродистый рудный материал 101 содержит сульфидную серу, то ее по меньшей мере частично предварительно окисляют в установке 120 предварительной обработки руды, после чего мелко измельченная руда 101 поступает в установку 110. Предварительное окисление серы проводят любым известным методом, однако предпочтительными являются микробиологическое окисление, обработка азотной кислотой или автоклавирование. Полученный в установке 106 шлам содержит от 30 до 60 вес.% твердой фазы, предпочтительно от 40 до 50 вес.%.
В процессе выщелачивания и в процессе восстановления отделенный от драгоценного металла раствор тиосульфатного выщелачивателя 161 закачивают насосом из установки 160 восстановления драгоценного металла в установку обработки шлама 110. При этом в установку 110 добавляют необходимые количества воды, тиосульфатного выщелачивателя, сульфата меди и аммиака для поддержания оптимальных условий выщелачивания.
Измельченный рудный материал 111 подают на теплообменник 130, где происходит подогрев материала до температуры от 20 до 45 oС, предпочтительно от 25 до 35 град/С. Более высокие температуры хотя и увеличивают степень выщелачивания драгоценного металла из рудного материала, но при этом неоправданно увеличиваются потери тиосульфатного выщелачивателя.
Шлам 111 затем переводят в реакционный резервуар 140 с мешалками, в котором и проходит выщелачивание драгоценного металла из измельченного углеродистого рудного материала 101. При этом выщелачивание может быть проведено как в одну, так и в несколько стадий, причем выщелачивающий раствор предпочтительно движется навстречу потоку шлама. На фиг. 2 приведен одностадийный процесс, хотя число стадий может достигать четырех и более.
Измельченный шлам 111 обрабатывается в резервуаре 140 до тех пор, пока тиосульфатный выщелачиватель не извлечет нужного количества драгоценного металла из рудного материала 101. Период выщелачивания контролируется главным образом по составу выщелачиваемого рудного материала, размеру зерен рудного материала, а также количеству стадий выщелачивания. Обычно среднее время процесса составляет от 2 до 18 часов, предпочтительно от 4 до 8 часов.
Выщелаченный шлам 141 поступает из реакционного резервуара 140 в сепаратор 150, разделяющий шлам на насыщенный драгоценным металлом выщелачивающий раствор 151 и выщелаченный осадок 152, который сбрасывается в "хвосты".
Восстановление драгоценного металла осуществляют обработкой насыщенного драгоценным металлом тиосульфатного выщелачивающего раствора 151 в установке 160. Отделение проводят предпочтительно осаждением, в частности цементированием цинком или медью. Отделенный от драгоценного металла раствор выщелачивателя 161 возвращают в цикл выщелачивания посредством насоса, который перекачивает раствор выщелачивателя в установку 110, в которой в раствор вводят необходимые количества воды, сульфата меди и аммиака для получения оптимальных условий обработки. Поток драгоценного металла 162 из установки 160 поступает на восстановление драгоценного металла обычными способами и, возможно, на очистку.
Изобретение применимо не только для сульфидных и сульфидно-углеродистых руд, но и для углеродистой руды.

Claims (35)

1. Гидрометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из тугоплавкого углеродистого рудного тела, включающий выщелачивание драгоценных металлов тиосульфатным раствором и по меньшей мере периодическое выделение из тиосульфатного раствора драгоценных металлов, отличающийся тем, что исходный рудный материал укладывают в виде отвала частиц и/или макрочастиц, а выщелачивание проводят путем пропускания тиосульфатного раствора через отвал с последующим отделением тиосульфатного раствора, содержащего драгоценные металлы, и рециркуляцией тиосульфатного раствора.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют рудный материал, содержащий смешанные сульфидно-оксидные руды, углеродистые руды и сульфидные руды.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют частицы и/или макрочастицы, размер 90% которых не превышает 5 мм.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве тиосульфатного выщелачивающего раствора используют водный раствор тиосульфата аммония и/или тиосульфата натрия.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют тиосульфатный выщелачивающий раствор с концентрацией не менее 0,05 М.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы непрерывно восстанавливают из тиосульфатного раствора.
7. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы восстанавливают путем цементирования цинком.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы восстанавливают путем цементирования медью.
9. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы восстанавливают путем цементирования алюминием.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что драгоценные металлы восстанавливают путем осаждения растворимым сульфидом.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед рециркуляцией тиосульфатный раствор подвергают полному или частичному восстановлению.
12. Способ по п.1, отличающийся тем, что из рудного тела извлекают золото.
13. Способ по п.12, отличающийся тем, что pH тиосульфатного раствора составляет не менее 9.
14. Способ по п.12, отличающийся тем, что используют тиосульфатный выщелачивающий раствор, содержащий ионы, включающие двухвалентную медь.
15. Способ по п.14, отличающийся тем, что содержание меди составляет от 20 до 30 частей на миллион выщелачивающего раствора.
16. Способ по п.14, отличающийся тем, что ионы, включающие двухвалентную медь, присутствуют в тиосульфатном растворе в виде тетраминных комплексов.
17. Способ по п.12, отличающийся тем, что используют тиосульфатный выщелачивающий раствор, содержащий аммиак.
18. Способ по п.17, отличающийся тем, что концентрация аммиака составляет не менее 0,05 М.
19. Способ по п.1, отличающийся тем, что в случае использования сульфидной руды ее предварительно биоокисляют.
20. Способ по п.19, отличающийся тем, что в процессе биоокисления окисляют не менее 40% сульфидной серы.
21. Гидрометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из тугоплавкого углеродистого рудного материала, включающий выщелачивание драгоценных металлов тиосульфатным раствором и по меньшей мере периодическое выделение из раствора драгоценных металлов, отличающийся тем, что драгоценные металлы выщелачивают из отвала, состоящего из частиц и/или макрочастиц, причем выщелачивание проводят путем пропускания тиосульфатного раствора через отвал с последующим отделением тиосульфатного раствора, содержащего драгоценные металлы, с последующей рециркуляцией по меньшей мере части тиосульфатного раствора.
22. Способ по п.21, отличающийся тем, что при рециркуляции тиосульфатный выщелачивающий раствор подают на верхнюю поверхность отвала с расходом от 0,08 до 0,4 дм3•мин/м2.
23. Способ по п.22, отличающийся тем, что используют водный выщелачивающий тиосульфатный раствор аммония или тиосульфат натрия при pH не менее 9.
24. Способ по п.22, отличающийся тем, что при извлечении золота в тиосульфатный выщелачивающий раствор вводят ионы, содержащие двухвалентную медь, в количестве от 20 до 30 частей на миллион и аммиак в концентрации не менее 0,05 М.
25. Способ по п.22, отличающийся тем, что рециркулируют через отвал по меньшей мере часть тиосульфатного выщелачивающего раствора после по меньшей мере частичного извлечения из раствора драгоценного металла.
26. Способ по п.22, отличающийся тем, что используют отвал, 90% частиц и/или макрочастиц которого имеют размер, не превышающий 5 мм, при расходе потока выщелачивающего раствора от 0,08 до 0,4 дм3•мин/м2.
27. Способ по п.22, отличающийся тем, что отвал состоит из частиц и/или макрочастиц смешанных сульфидно-оксидных руд, углеродистых руд и сульфидных руд.
28. Способ по п.22, отличающийся тем, что при использовании сульфидной руды проводят ее биокисление.
29. Гидрометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из тугоплавкого углеродистого рудного материала, включающий выщелачивание драгоценных металлов тиосульфатным раствором с последующим выделением из раствора драгоценных металлов, отличающийся тем, что выщелачиванию подвергают измельченную массу частиц и/или макрочастиц рудного материала с последующим отделением выщелачивающего раствора, насыщенного драгоценными металлами.
30. Способ по п. 29, отличающийся тем, что используют частицы и/или макрочастицы смешанных сульфидно-оксидных руд, углеродистых руд и сульфидных руд.
31. Способ по п.30, отличающийся тем, что используют водный выщелачивающий тиосульфатный раствор, содержащий тиосульфат аммония и/или тиосульфат натрия, с концентрацией тиосульфата не менее 0,05 М и pH не менее 9.
32. Способ по п.30, отличающийся тем, что используют отвал, 90% частиц и/или макрочастиц которого имеют размер, не превышающий 5 мм, при расходе потока выщелачивающего раствора от 0,08 до 0,4 дм3•мин/м2.
33. Способ по п.32, отличающийся тем, что отвал состоит из частиц и/или макрочастиц смешанных сульфидно-оксидных руд углеродистых руд и сульфидных руд.
34. Способ по п.33, отличающийся тем, что в случае использования сульфидной руды ее предварительно биоокисляют.
35. Способ по п.29, отличающийся тем, что драгоценные металлы выделяют из тиосульфатного выщелачивающего раствора посредством цементирования цинком, цементирования медью, цементирования алюминием или осаждением растворимого сульфида.
RU96102036/02A 1993-07-28 1993-09-16 Гидрометаллургический процесс восстановления содержания драгоценных металлов из руд драгоценных металлов тиосульфатным выщелачиванием RU2125107C1 (ru)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US094791 1993-07-28
US08/094,791 US5354359A (en) 1992-04-01 1993-07-28 Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant
US094,791 1993-07-28

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU96102036A RU96102036A (ru) 1998-03-20
RU2125107C1 true RU2125107C1 (ru) 1999-01-20

Family

ID=22247194

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU96102036/02A RU2125107C1 (ru) 1993-07-28 1993-09-16 Гидрометаллургический процесс восстановления содержания драгоценных металлов из руд драгоценных металлов тиосульфатным выщелачиванием

Country Status (14)

Country Link
US (1) US5354359A (ru)
EP (1) EP0712445A4 (ru)
CN (1) CN1040029C (ru)
AU (1) AU685755B2 (ru)
BR (1) BR9307876A (ru)
CA (1) CA2167571C (ru)
CO (1) CO4410259A1 (ru)
CR (1) CR4903A (ru)
EC (1) ECSP930984A (ru)
MX (1) MX9305978A (ru)
RU (1) RU2125107C1 (ru)
WO (1) WO1995004164A1 (ru)
ZA (1) ZA937288B (ru)
ZW (1) ZW13193A1 (ru)

Families Citing this family (55)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5431717A (en) * 1993-12-03 1995-07-11 Geobiotics, Inc. Method for rendering refractory sulfide ores more susceptible to biooxidation
US5785736A (en) * 1995-02-10 1998-07-28 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption
US5536297A (en) * 1995-02-10 1996-07-16 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation and thiosulfate leaching
US6197214B1 (en) 1996-06-26 2001-03-06 Henkel Corporation Ammonium thiosulfate complex of gold or silver and an amine
AU727691B2 (en) * 1996-06-26 2000-12-21 Cognis Ip Management Gmbh Process for the recovery of precious metal values from aqueous ammoniacal thiosulfate leach solutions
US6207443B1 (en) 1998-03-02 2001-03-27 Placer Dome, Inc. Method for initiating heap bioleaching of sulfidic ores
US6251163B1 (en) 1998-03-04 2001-06-26 Placer Dome, Inc. Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores
US6368381B1 (en) 1998-03-11 2002-04-09 Placer Dome Technical Services, Ltd. Autoclave using agitator and sparge tube to provide high oxygen transfer rate to metal-containing solutions
US6379919B1 (en) 1999-05-28 2002-04-30 Oxidor Corporation Inc Method for isolating thiocyanate resistant bacteria
US6498031B1 (en) 1999-05-28 2002-12-24 Oxidor Corporation, Inc. Column reactor for testing and evaluating refractory ores
US20030154822A1 (en) * 1999-12-09 2003-08-21 John Hall Recovery of precious metals
AUPQ456299A0 (en) * 1999-12-09 2000-01-13 Geo2 Limited Recovery of precious metals
US6344068B1 (en) 2000-04-04 2002-02-05 Barrick Gold Corporation Process for recovering gold from thiosulfate leach solutions and slurries with ion exchange resin
US6660059B2 (en) 2000-05-19 2003-12-09 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
US6500231B1 (en) 2001-03-29 2002-12-31 Newmont Usa Limited Recovery of precious metals from thiosulfate solutions
US6632264B2 (en) 2001-04-17 2003-10-14 The University Of British Columbia Gold recovery from thiosulfate leaching
US7722840B2 (en) * 2002-11-15 2010-05-25 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
AU2007211912B2 (en) * 2002-11-15 2008-01-31 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
EP1433860A1 (en) * 2002-12-23 2004-06-30 Paques B.V. Process for regenerating thiosulphate from a spent thiosulphate gold leachant
US20040237721A1 (en) * 2003-05-29 2004-12-02 Morteza Baghalha Anoxic leaching of precious metals with thiosulfate and precious metal oxidants
AR054096A1 (es) 2004-11-12 2007-06-06 Monsanto Technology Llc Recuperacion de metales nobles de corrientes de proceso acuosas y proceso de preparacion de n-(fosfonometil)-glicina
US7604783B2 (en) 2004-12-22 2009-10-20 Placer Dome Technical Services Limited Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates
US8287050B2 (en) 2005-07-18 2012-10-16 Osum Oil Sands Corp. Method of increasing reservoir permeability
US7572317B2 (en) * 2005-11-10 2009-08-11 Barrick Gold Corporation Thiosulfate generation in situ in precious metal recovery
US7985277B2 (en) * 2006-03-03 2011-07-26 Metal Asia International, Ltd. Process for extracting gold from gold-bearing ore
US8061888B2 (en) 2006-03-17 2011-11-22 Barrick Gold Corporation Autoclave with underflow dividers
AU2007234313B2 (en) * 2006-03-31 2011-12-01 Bioteq Environmental Technologies Inc. Nickel sulphide precipitation processes
US7972413B2 (en) * 2006-04-07 2011-07-05 Metal Asia International Ltd. Precious metal recovery from solution
CA2649850A1 (en) 2006-04-21 2007-11-01 Osum Oil Sands Corp. Method of drilling from a shaft for underground recovery of hydrocarbons
US8252254B2 (en) 2006-06-15 2012-08-28 Barrick Gold Corporation Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver
US7644769B2 (en) 2006-10-16 2010-01-12 Osum Oil Sands Corp. Method of collecting hydrocarbons using a barrier tunnel
CA2668774A1 (en) 2006-11-22 2008-05-29 Osum Oil Sands Corp. Recovery of bitumen by hydraulic excavation
JP4221617B2 (ja) * 2007-05-23 2009-02-12 北海道特殊飼料株式会社 動植物性残渣物乾燥発酵飼料・乾燥発酵肥料等製造装置
EA020950B1 (ru) 2007-09-17 2015-03-31 Баррик Гольд Корпорейшн Способ усовершенствования восстановления золота из двойных тугоплавких золотосодержащих руд
CA2698238C (en) 2007-10-22 2014-04-01 Osum Oil Sands Corp. Method of removing carbon dioxide emissions from in-situ recovery of bitumen and heavy oil
CA2713536C (en) 2008-02-06 2013-06-25 Osum Oil Sands Corp. Method of controlling a recovery and upgrading operation in a reservoir
US8209192B2 (en) 2008-05-20 2012-06-26 Osum Oil Sands Corp. Method of managing carbon reduction for hydrocarbon producers
HUE060079T2 (hu) 2010-12-07 2023-01-28 Barrick Gold Corp Egyenáramú és ellenáramú, gyantatartalmú lúgzóoldatos módszer arany kilúgozó eljárások esetén
AR086933A1 (es) 2011-06-15 2014-01-29 Barrick Gold Corp Metodo para recuperar metales preciosos y cobre de soluciones de lixiviado
US8931642B2 (en) 2013-01-14 2015-01-13 William D. Simmons Activated flotation circuit for processing combined oxide and sulfide ores
CN103194598A (zh) * 2013-04-19 2013-07-10 贵州东华工程股份有限公司 采用硫酸浸取还原工艺提高难处理金矿回收率的方法
US10161016B2 (en) * 2013-05-29 2018-12-25 Barrick Gold Corporation Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores
CN103409623A (zh) * 2013-07-26 2013-11-27 中南大学 一种降低浸金体系硫代硫酸盐消耗的方法
CN104862494B (zh) * 2015-05-05 2017-04-05 中南大学 一种从硫化物金矿中浸金的工艺
CN105344485B (zh) * 2015-10-16 2018-03-02 中南大学 基于硫‑油聚团浮选从难处理金矿中回收金及其连生体的方法
CN105441677A (zh) * 2016-01-13 2016-03-30 南京信息工程大学 利用副产物硫代硫酸铵浸出浮选矿中贵金属的方法
CN107400778B (zh) * 2017-08-08 2019-01-18 中南大学 一种从强碱性阴离子交换树脂上解吸金硫代硫酸根配离子的方法
CN107488789B (zh) * 2017-08-11 2019-01-18 中南大学 一种从强碱性阴离子交换树脂上协同解吸金硫代硫酸根配离子的方法
CN107893160B (zh) * 2017-12-19 2019-04-12 东北大学 现场制备硫代硫酸盐并用于从难处理金矿中提金的工艺
PE20210971A1 (es) * 2018-05-15 2021-05-25 Hycroft Mining Holding Corp Metodos de oxidacion alcalina y sistemas para la recuperacion de metales a partir de minerales
PE20211512A1 (es) 2019-01-21 2021-08-11 Barrick Gold Corp Metodo para la lixiviacion con tiosulfato catalizado con carbon de materiales que contienen oro
US20230080921A1 (en) * 2020-02-07 2023-03-16 University Of Kentucky Research Foundation Extraction of copper, gold and other elements from waste materials
CN111549220B (zh) * 2020-04-09 2022-02-18 中国恩菲工程技术有限公司 低品位金属硫化矿提取有价金属的方法
US11319613B2 (en) 2020-08-18 2022-05-03 Enviro Metals, LLC Metal refinement
CN114934176B (zh) * 2022-05-06 2023-02-17 北京科技大学 一种利用间歇布液强化硫化铜矿生物堆浸的系统与方法

Family Cites Families (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1073681A (en) * 1976-02-20 1980-03-18 Roman M. Genik-Sas-Berezowsky Recovery of precious metals from metal sulphides
US4369061A (en) * 1979-12-28 1983-01-18 Kerley Jr Bernard J Recovery of precious metals from difficult ores
US4269622A (en) * 1979-12-28 1981-05-26 Kerley Jr Bernard J Recovery of precious metals from difficult ores
DE3347165A1 (de) * 1983-12-27 1985-07-04 Skw Trostberg Ag, 8223 Trostberg Verfahren zur gewinnung von edelmetallen
US4654078A (en) * 1985-07-12 1987-03-31 Perez Ariel E Method for recovery of precious metals from difficult ores with copper-ammonium thiosulfate
US4738718A (en) * 1985-10-28 1988-04-19 Freeport Minerals Company Method for the recovery of gold using autoclaving
US4723998A (en) * 1985-11-29 1988-02-09 Freeport Minerals Co Recovery of gold from carbonaceous ores by simultaneous chlorine leach and ion exchange resin adsorption process
US4765827A (en) * 1987-01-20 1988-08-23 Ensci, Inc. Metal value recovery
US4801329A (en) * 1987-03-12 1989-01-31 Ensci Incorporated Metal value recovery from carbonaceous ores
US4816235A (en) * 1987-02-24 1989-03-28 Batric Pesic Silver and manganese recovery using acidified thiourea
US4778519A (en) * 1987-02-24 1988-10-18 Batric Pesic Recovery of precious metals from a thiourea leach
US4923510A (en) * 1988-10-31 1990-05-08 Gopalan Ramadorai Treatment of refractory carbonaceous sulfide ores for gold recovery
US4902345A (en) * 1989-01-12 1990-02-20 Newmont Gold Co. Treatment of refractory carbonaceous and sulfidic ores or concentrates for precious metal recovery
MY105658A (en) * 1989-03-07 1994-11-30 Butler Dean R Noble metal recovery
GB8914037D0 (en) * 1989-06-19 1989-08-09 Univ Cardiff Dissolving values of platinum group metals from ores and concentrates
GB9002311D0 (en) * 1990-02-02 1990-04-04 Rio Tinto Minerals Dev Separation process
US5127942A (en) * 1990-09-21 1992-07-07 Newmont Mining Corporation Microbial consortium treatment of refractory precious metal ores
US5332559A (en) * 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
US5236492A (en) * 1992-07-29 1993-08-17 Fmc Gold Company Recovery of precious metal values from refractory ores

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Реферативный журнал Металлургия, реферат N 12 Г 603, 1989 или Extr. Met. 89 Pap/ Symh. Ljnljn 10 - 13 Jule 1989 p.665-678. Реферативный журнал Металлургия N 5 Г 315, 1988. Известия ВУЗов, Цветная металлургия, 1984, N 5, с.72-76. US 4369061 18.06.83. US 4610724 09.09.86. US 4654078 31.03.87. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1991, с.214, 215. *

Also Published As

Publication number Publication date
EP0712445A1 (en) 1996-05-22
ZW13193A1 (en) 1994-05-25
MX9305978A (es) 1995-01-31
ECSP930984A (es) 1994-06-27
ZA937288B (en) 1994-04-25
US5354359A (en) 1994-10-11
CA2167571A1 (en) 1995-02-09
CN1098142A (zh) 1995-02-01
AU685755B2 (en) 1998-01-29
AU4925793A (en) 1995-02-28
WO1995004164A1 (en) 1995-02-09
CO4410259A1 (es) 1997-01-09
CN1040029C (zh) 1998-09-30
BR9307876A (pt) 1996-08-06
EP0712445A4 (en) 1997-01-02
CA2167571C (en) 2003-11-25
CR4903A (es) 1994-07-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2125107C1 (ru) Гидрометаллургический процесс восстановления содержания драгоценных металлов из руд драгоценных металлов тиосульфатным выщелачиванием
US7559973B2 (en) Precious metal recovery using thiocyanate lixiviant
FI83541B (fi) Foerfarande foer tillvaratagande av guld ur guldhaltig jaerninnehaollande sulfidmalm.
US4289532A (en) Process for the recovery of gold from carbonaceous ores
US5785736A (en) Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption
CN100595297C (zh) 低污染高回收率的难处理金精矿提金工艺
CN106868307B (zh) 一种硫酸烧渣除砷富集金银的综合利用工艺
JPH0530887B2 (ru)
CN107034359A (zh) 一种利用含氰废水回收中和废渣中有价金属的方法
AU734238B2 (en) Extraction of valuable metal by acid cyanide leach
GB2310424A (en) Recovering gold from oxide ores
US2147009A (en) Cyanidation
US4687559A (en) Treatment of residues for metal recovery
RU2265068C1 (ru) Способ переработки упорного минерального сырья, содержащего металлы
US5320665A (en) Metal recovery process from solution with a steel substrate
RU2353679C2 (ru) Извлечение металлов из сульфидных материалов
RU2234544C1 (ru) Способ переработки упорных золото-мышьяковых руд и концентратов
RU2749310C2 (ru) Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата
EP2828206B1 (en) Treatment of acid mine drainage
CA1152754A (en) Process for the recovery of gold from carbonaceous ores
JPH02298226A (ja) 金含有ヨウ素浸出貴液の浄液方法
RU2802924C1 (ru) Способ переработки золотосодержащих концентратов
RU2704946C1 (ru) Способ извлечения золота из медьсодержащего сульфидного сырья методом цианирования
CA1235577A (en) Treatment of residues
US5449396A (en) Method for recovering gold and silver from ore starting materials

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20030917