RU2164958C1 - Method of recovering gold from high-mineralization chloride solutions from production of potassium fertilizers - Google Patents
Method of recovering gold from high-mineralization chloride solutions from production of potassium fertilizers Download PDFInfo
- Publication number
- RU2164958C1 RU2164958C1 RU99116807A RU99116807A RU2164958C1 RU 2164958 C1 RU2164958 C1 RU 2164958C1 RU 99116807 A RU99116807 A RU 99116807A RU 99116807 A RU99116807 A RU 99116807A RU 2164958 C1 RU2164958 C1 RU 2164958C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- solution
- oxygen
- photochemical
- reagent
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Treatment Of Water By Oxidation Or Reduction (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургическим способам извлечения золота из высокоминерализованных растворов, образующихся в процессе переработки ископаемых калийных солей на калийные удобрения. The invention relates to hydrometallurgical methods for extracting gold from highly mineralized solutions formed during the processing of fossil potassium salts into potash fertilizers.
Ископаемые калийные соли содержат в качестве примесей поливалентные элементы сульфидной группы и золото в виде комплексов ионов, а также в элементарной коллоидной форме и органические соединения в виде гуматов. В процессе производства калийных удобрений исходные ископаемые соли растворяют в горячей воде. В полученные рассолы переходят примеси поливалентных элементов и в том числе 25 - 30% золота, находившегося в исходных солях. После выделения из рассолов калийных солей образуются высокоминерализованные растворы, содержащие указанные примеси и органические соединения. Эти растворы являются оборотными, и в процессе растворения исходных солей в них накапливаются поливалентные элементы и золото. Содержание золота колеблется от 0,010 до 0,100 г/м3. Специфической особенностью оборотных растворов является переменное значение окислительно-восстановительного потенциала. Нестабильность окислительно-восстановительных свойств среды связана с переменным примесным составом исходных солей и с различными приемами извлечения солей из рассолов, например флотацией или кристаллизацией. В результате имеет место большое разнообразие химических форм нахождения в оборотных растворах как примесей поливалентных металлов, так и золота (см. патент РФ 2109827).Fossil potassium salts contain polyvalent elements of the sulfide group and gold as impurities in the form of complexes of ions, as well as in elemental colloidal form and organic compounds in the form of humates. During the production of potash fertilizers, the starting mineral salts are dissolved in hot water. Impurities of polyvalent elements, including 25-30% of the gold contained in the starting salts, pass into the resulting brines. After the isolation of potassium salts from brines, highly mineralized solutions are formed containing these impurities and organic compounds. These solutions are negotiable, and polyvalent elements and gold accumulate in them during the dissolution of the starting salts. The gold content ranges from 0.010 to 0.100 g / m 3 . A specific feature of the circulating solutions is a variable value of the redox potential. The instability of the redox properties of the medium is associated with a variable impurity composition of the starting salts and with various methods for the extraction of salts from brines, for example, flotation or crystallization. As a result, there is a wide variety of chemical forms in the circulating solutions of both impurities of polyvalent metals and gold (see RF patent 2109827).
Известен способ извлечения золота из золотосодержащих высокоминерализованных хлоридных растворов производства калийных удобрений, содержащих поливалентные элементы, включающий коррекцию исходных растворов с содержанием золота не менее 10 мг/м3 до значений pH 5,8 - 7,2, введение восстановителя и осаждение золота солями щелочного металла диалкилдитиокарбаминовой кислоты при перемешивании, отстаивание и отделение полученного золотосодержащего осадка - концентрата (см. там же).A known method for the extraction of gold from gold-containing highly mineralized chloride solutions for the production of potash fertilizers containing polyvalent elements, including the correction of the initial solutions with a gold content of at least 10 mg / m 3 to pH 5.8 - 7.2, the introduction of a reducing agent and the deposition of gold with alkali metal salts dialkyldithiocarbamic acid with stirring, settling and separation of the obtained gold-bearing precipitate - concentrate (see ibid.).
Известный способ извлечения золота имеет ряд недостатков. Получаемый осадок золота представляет сульфогидрильные соединения золота, железа (II) и металлов-примесей в их низшей валентности. Но тиокарбамидные комплексы золота в растворе неустойчивы во времени из-за их окисляемости, и для предотвращения их разрушения необходимо вести процесс в интенсивном режиме и с избытком дорогостоящего реагента - диалкилдитиокарбамата натрия. The known method of extracting gold has several disadvantages. The resulting gold precipitate is sulfohydryl compounds of gold, iron (II) and impurity metals in their lower valency. But the gold thiocarbamide complexes in the solution are unstable in time due to their oxidizability, and to prevent their destruction, it is necessary to carry out the process in an intensive mode and with an excess of an expensive reagent - sodium dialkyldithiocarbamate.
Таким образом, разрушение во времени тиокарбамидных комплексов золота в растворе приводит к его потерям, а увеличение количества реагента-осадителя ухудшает экономические и экологические показатели процесса. Thus, the destruction of gold thiocarbamide complexes in solution over time leads to its loss, and an increase in the amount of precipitating reagent worsens the economic and environmental performance of the process.
Технической задачей, на решение которой направлено данное изобретение, является создание экологически безопасного способа извлечения золота из высокоминерализованных растворов производства калийных удобрений, сокращение затрат на его получение и предотвращение потерь с отвальными растворами. Поставленная задача решается тем, что в способе извлечения золота из золотосодержащих высокоминерализованных хлоридных растворов производства калийных удобрений, содержащих поливалентные металлы, включающем коррекцию раствора, введение реагента, перемешивание, отстаивание осадка, содержащего золото, и его отделение, согласно изобретению коррекцию ведут до pH 5,6 - 4,7, в качестве реагента вводят окислитель до величины окислительного потенциала Eh = 10 - 100 мВ и проводят фотохимическое активирование для гидролитического осаждения гидроксидов поливалентных металлов-примесей и соосаждения золота. The technical problem to which this invention is directed is the creation of an environmentally safe method for extracting gold from highly mineralized solutions for the production of potash fertilizers, reducing the cost of its production and preventing losses with dump solutions. The problem is solved in that in the method for extracting gold from gold-containing highly mineralized chloride solutions for the production of potassium fertilizers containing polyvalent metals, including correction of the solution, introduction of the reagent, mixing, sedimentation of the precipitate containing gold, and its separation, according to the invention, the correction is carried out to
При этом в качестве окислителя используют кислород воздуха, подаваемый в раствор аэрацией, или кислород, получаемый разложением кислородсодержащего реагента, а фотохимическую активацию осуществляют ультрафиолетовым излучением в фотохимическом реакторе в течение 1,5 - 5 ч или с использованием естественного солнечного освещения. In this case, air oxygen supplied to the solution by aeration or oxygen obtained by decomposition of an oxygen-containing reagent is used as an oxidizing agent, and photochemical activation is carried out by ultraviolet radiation in a photochemical reactor for 1.5 - 5 hours or using natural sunlight.
Сущность способа заключается в следующем. The essence of the method is as follows.
Исходные оборотные высокоминерализованные растворы, имеющие переменный состав компонентов, определяющих нестабильность значений окислительно-восстановительного потенциала и pH среды, подвергают корректировке введением окислителя до pH 5,6 - 4,7 и сдвига окислительно-восстановительного потенциала в окислительную область до устойчивого состояния со значением окислительного потенциала Eh = 10 - 100 мВ. В этих условиях присутствующие в минерализованном растворе поливалентные металлы-примеси из восстановительных солевых форм переходят в окислительную гидролизуемую форму, а затем раствор-пульпу подвергают фотохимической активации. В этих условиях молекулярный кислород, находящийся в растворе, распадается на озон и атомарный кислород. Золото, которое в исходных высокоминерализованных растворах присутствует, в основном, в пассивных формах, в процессе окисления переходит в активную ионную форму и легко сорбируется и соосаждается в процессе флокуляции гидролиза на поверхности гидроокисей железа (III), гидроокисей других металлов-примесей, кремнезема и др. Фотохимическая активация ускоряет процессы окисления, гидролиза и соосаждения за счет "цепной реакции" распада кислорода на озон и атомарный кислород и перехода золота из состояния нулевой валентности в реакционноактивное. Совокупность операций окисления и фотохимической активации позволяет практически полностью осадить золото и получить золотосодержащий продукт, по содержанию пригодный к использованию в металлургии золота. Помимо кислорода воздуха для окисления можно использовать легкоразлагающиеся кислородсодержащие соединения, в частности перманганат калия. Заявленное изобретение исключает из процесса экологически вредные компоненты. Способ может быть осуществлен с минимальными затратами, если использовать кислород воздуха и естественный солнечный свет, но даже применение фотохимического реактора и кварцевых ламп в качестве источника ультрафиолетового излучения сохраняет высокую экономическую эффективность получения золотосодержащего концентрата для последующей промышленной переработки. После фотохимической активации раствор отстаивают и осветленную его часть отделяют от золотосодержащего осадка одним из известных способов - фильтрацией, декантацией и др. The initial highly highly mineralized reverse solutions having a variable composition of components that determine the instability of the values of the redox potential and the pH of the medium are corrected by introducing an oxidizing agent to a pH of 5.6 - 4.7 and shifting the redox potential into the oxidizing region to a stable state with the value of the oxidation potential Eh = 10 - 100 mV. Under these conditions, polyvalent impurity metals present in the mineralized solution from the reducing salt forms go into the oxidative hydrolyzable form, and then the pulp solution is subjected to photochemical activation. Under these conditions, molecular oxygen in solution decomposes into ozone and atomic oxygen. Gold, which is mainly present in passive forms in the initial highly mineralized solutions, during the oxidation process transforms into the active ionic form and is easily sorbed and coprecipitated during flocculation of hydrolysis on the surface of iron (III) hydroxides, hydroxides of other impurity metals, silica, etc. Photochemical activation accelerates the processes of oxidation, hydrolysis and coprecipitation due to the "chain reaction" of the decomposition of oxygen into ozone and atomic oxygen and the transition of gold from a state of zero valence in the reaction Noe. The combination of oxidation and photochemical activation allows almost completely precipitate gold and get a gold-containing product, the content is suitable for use in gold metallurgy. In addition to atmospheric oxygen, easily decomposable oxygen-containing compounds, in particular potassium permanganate, can be used for oxidation. The claimed invention excludes environmentally harmful components from the process. The method can be carried out at minimal cost if you use atmospheric oxygen and natural sunlight, but even the use of a photochemical reactor and quartz lamps as a source of ultraviolet radiation maintains high economic efficiency in obtaining gold-containing concentrate for subsequent industrial processing. After photochemical activation, the solution is settled and its clarified part is separated from the gold-bearing precipitate by one of the known methods - filtration, decantation, etc.
Обоснование параметров
При введении окислителя в высокоминерализованный золотосодержащий раствор, содержащий поливалентные металлы, изменяют окислительно-восстановительный потенциал системы, переводя из восстановительной области в окислительную для прохождения реакций гидролиза, образующихся в процессе окисления соединений железа, марганца, ванадия, олова, свинца, меди и др. высшей валентности и для перевода золота в реакционноактивное состояние.Justification of the parameters
When an oxidizing agent is introduced into a highly mineralized gold-containing solution containing polyvalent metals, the redox potential of the system is changed, transferring from the reducing region to the oxidizing one to undergo hydrolysis reactions formed during the oxidation of compounds of iron, manganese, vanadium, tin, lead, copper, and others. Higher valencies and for transferring gold into a reactive state.
При значениях окислительного потенциала менее 10 мВ и pH более 5,6 нет гидролиза компонентов раствора, а при превышении значений окислительного потенциала 100 мВ и pH менее 4,7 показатели процесса гидролиза не улучшаются (см. таблицу, пп. 1,2). At values of the oxidation potential of less than 10 mV and a pH of more than 5.6, there is no hydrolysis of the components of the solution, and when the values of the oxidation potential of 100 mV and a pH of less than 4.7 are exceeded, the indicators of the hydrolysis process do not improve (see table, items 1.2).
Фотохимическая активация интенсифицирует реакции окисления металлов-примесей и золота, гидролиза и соосаждения золота на их гидроокисях, кремнеземе и естественных сорбентах (глинах, органических кислотах и т.п.). Photochemical activation intensifies the reactions of oxidation of metal impurities and gold, hydrolysis and coprecipitation of gold on their hydroxides, silica and natural sorbents (clays, organic acids, etc.).
В зависимости от объема раствора, интенсивности излучения фотохимическую активацию ведут в течение 1,5 - 5 ч. Меньшее время не гарантирует полноты прохождения реакции окисления золота и поливалентных металлов-примесей и, соответственно, полноты осаждения золота. Увеличение времени облучения более 5 ч не улучшает показателей процесса. Depending on the volume of the solution, the radiation intensity, photochemical activation is carried out for 1.5 - 5 hours. Less time does not guarantee the completeness of the oxidation of gold and polyvalent impurity metals and, accordingly, the completeness of gold deposition. An increase in the exposure time of more than 5 hours does not improve the performance of the process.
Способ иллюстрируется примером. The method is illustrated by an example.
Пример
В качестве исходного раствора использовали высокоминерализованный хлоридный золотосодержащий раствор производства калийных удобрений, полученный после флотационного или кристаллизационного выделения калийных солей. В раствор с pH 5,8 - 7,2, восстановительным потенциалом Eh = 30 - 150 мВ, содержащий золото 0,010 - 0,110 мг/м3, сумму хлоридов < 300 г/л (Na, K)Cl, сумму поливалентных металлов 0,05 - 0,15 г/л, вводили кислород, подаваемый аэрацией в виде раствора перманганата калия, до значений pH 5,6 - 4,7 и значений окислительного потенциала Eh = 10 - 100 мВ. Введение окислителя осуществляли при перемешивании раствора. После введения окислителя раствор выдерживали при перемешивании 1,5 ч и после начала гидролиза пульпу подавали на фотохимическую активацию в реактор. В качестве активатора использовали ультрафиолетовое излучение. Источником ультрафиолетового излучения являлось естественное освещение или кварцевые лампы. Фотохимическую активацию проводили при перемешивании в течение 1 - 5 ч. Затем пульпу сливали в отстойник и выдерживали в течение 1 суток до полного осветления. Осветленную часть раствора отделяли декантацией и возвращали в голову процесса на растворение ископаемых солей. Золотосодержащий осадок фильтровали, сушили. Полученный концентрат являлся товарным продуктом для металлургии золота. Результаты осуществленного способа приведены в таблице.Example
A highly mineralized chloride gold-containing solution for the production of potash fertilizers obtained after flotation or crystallization separation of potassium salts was used as the initial solution. In a solution with a pH of 5.8 - 7.2, a reducing potential of Eh = 30 - 150 mV, containing gold 0.010 - 0.110 mg / m 3 , the amount of chlorides <300 g / l (Na, K) Cl, the amount of
Как следует из данных таблицы, заявленная совокупность признаков позволяет из нетрадиционных источников - бедных по золоту техногенных растворов - рассолов технологий калийных ископаемых солей - без вовлечения в процесс экологически вредных реагентов и с меньшими энергозатратами получить обогащенный по золоту концентрат, пригодный к промышленному использованию. As follows from the table, the claimed combination of features allows from unconventional sources - man-made solutions poor in gold - potassium fossil salt technology brines - without involving environmentally harmful reagents and with less energy consumption, to obtain a gold-enriched concentrate suitable for industrial use.
Claims (5)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU99116807A RU2164958C1 (en) | 1999-07-30 | 1999-07-30 | Method of recovering gold from high-mineralization chloride solutions from production of potassium fertilizers |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU99116807A RU2164958C1 (en) | 1999-07-30 | 1999-07-30 | Method of recovering gold from high-mineralization chloride solutions from production of potassium fertilizers |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2164958C1 true RU2164958C1 (en) | 2001-04-10 |
Family
ID=20223366
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU99116807A RU2164958C1 (en) | 1999-07-30 | 1999-07-30 | Method of recovering gold from high-mineralization chloride solutions from production of potassium fertilizers |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2164958C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2772003C1 (en) * | 2020-12-29 | 2022-05-16 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «МИРЭА - Российский технологический университет» | Method for producing a noble metal concentrate |
-
1999
- 1999-07-30 RU RU99116807A patent/RU2164958C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ХАБИРОВ В.В. и др. Прогрессивные технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья. - М.: Недра, 1994, с.214-218. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2772003C1 (en) * | 2020-12-29 | 2022-05-16 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «МИРЭА - Российский технологический университет» | Method for producing a noble metal concentrate |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4647307A (en) | Process for recovering gold and silver from refractory ores | |
EP3290534B1 (en) | Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials | |
CN116745240A (en) | Recovery of commercial materials from apatite minerals | |
OA10088A (en) | Cyanide recycling process | |
CA2858415C (en) | Method for separating arsenic and heavy metals in an acidic washing solution | |
JP4529969B2 (en) | Method for removing selenium from selenate-containing liquid | |
RU2164958C1 (en) | Method of recovering gold from high-mineralization chloride solutions from production of potassium fertilizers | |
CN1446752A (en) | Method for preparing polymeric ferric sulfate by using partial oxidation process | |
CN114836635A (en) | Method for preparing high-purity metal arsenic by using non-ferrous smelting arsenic-containing solid waste short process | |
CN109809597B (en) | Method for treating nitric acid type high-chlorine ammonia nitrogen-containing wastewater | |
CN110004292B (en) | Process for purifying waste manganese sulfate solution to reduce content of calcium and magnesium | |
CN112374678A (en) | Treatment method of chemical nickel plating waste liquid | |
Scheiner et al. | Extraction and recovery of molybdenum and rhenium from molybdenite concentrates by electrooxidation: process demonstration | |
CN113045022B (en) | Supercritical water oxidation treatment phosphorus-containing waste and phosphorus recovery method | |
CN115369266B (en) | Method for removing and recycling arsenic in chlorohydrochloric acid leaching solution | |
EP0589953A1 (en) | Treatment of waste water | |
JP3243301B2 (en) | Purification method of potassium carbonate waste liquid | |
KR20230122055A (en) | Method for producing industrial phosphoric acid from sewage sludge ash | |
CN111870862A (en) | Harmless treatment method for waste salt in production of alkylxanthate beneficiation reagent | |
CA1309259C (en) | Hydrometallurgical arsenopyrite process | |
CN113896355A (en) | Method for removing and recycling arsenic in acidic wastewater | |
RU2025514C1 (en) | Method to extract precious metals from ores and concentrates | |
CN112708785A (en) | Method for recycling vanadium in organic complexing vanadium slag and reusing organic precipitator | |
CN117488061A (en) | Method for removing iron from carbonated leaching solution | |
JPH0616421A (en) | Treatment of liquid industrial wastes |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090731 |