RU2733855C1 - Method of extracting gold and silver from active coals - Google Patents
Method of extracting gold and silver from active coals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2733855C1 RU2733855C1 RU2019119795A RU2019119795A RU2733855C1 RU 2733855 C1 RU2733855 C1 RU 2733855C1 RU 2019119795 A RU2019119795 A RU 2019119795A RU 2019119795 A RU2019119795 A RU 2019119795A RU 2733855 C1 RU2733855 C1 RU 2733855C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- coal
- concentration
- solutions
- gold
- silver
- Prior art date
Links
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
-
- 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
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
- C22B3/24—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition by adsorption on solid substances, e.g. by extraction with solid resins
-
- 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)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и в частности может быть использовано для извлечения золота и серебра из фазы активных углей, насыщенных в цианистых растворах и пульпах.The invention relates to the hydrometallurgy of noble metals and in particular can be used to extract gold and silver from the phase of active carbons saturated in cyanide solutions and pulps.
Известны промышленно освоенные способы-аналоги переработки серебро- и золотосодержащих углей, включающие операцию элюирования в замкнутом цикле с электроосаждением (электроэлюирование). В известном способе] [1-2] проводят электроэлюирование растворами NaOH до истощения циркулирующих растворов по золоту и серебру. Недостатком способа является автоклавное условия его реализации при температуре растворов 140-150°С и давлений 5 МПа, что обусловливает сложность и дороговизну аппаратурного оформления, повышает требования к охране труда.Known industrially developed methods analogous to the processing of silver and gold-containing coals, including the operation of elution in a closed cycle with electrodeposition (electroelution). In the known method] [1-2], electroelution is carried out with NaOH solutions until the circulating solutions are depleted in gold and silver. The disadvantage of this method is the autoclave conditions for its implementation at a solution temperature of 140-150 ° C and a pressure of 5 MPa, which leads to the complexity and high cost of hardware design, increases the requirements for labor protection.
В известном способе [3-4], реализуемом при температуру 90-100°С и атмосферном давлении, проводят электроэлюирование благородных металлов растворами NaOH и NaCN до истощения циркулирующих растворов по золоту. Недостатком способа является низкая эффективность элюированця (десорбции) золота при высокой продолжительности процесса 36-72 ч.In the known method [3-4], implemented at a temperature of 90-100 ° C and atmospheric pressure, electroelution of precious metals is carried out with NaOH and NaCN solutions until the circulating solutions are depleted in gold. The disadvantage of this method is the low efficiency of elution (desorption) of gold with a long process duration of 36-72 hours.
Наиболее близким к заявляемому способу является способ-прототип [5-6], испытанный в промышленном масштабе. Способ состоит в электроэлюировании золота из угля тиокарбамидно-щелочно-цианистыми растворами при температуре 90-100°С и атмосферном давлении, при этом тиокарбамид (CS(NH2)2) и гидроксид натрия подают разово в начале процесса до концентрации каждого из них 20-30 г/л, цианид натрия подается в один или два приема в концентрации 6-30 г/л. Использование тиокарбамида по сравнению со способом [3-4] позволяет существенно повысить эффективность десорбции золота и сократить продолжительность в 2-3 раза до 16-32 ч.Closest to the claimed method is the prototype method [5-6], tested on an industrial scale. The method consists in electroeluting gold from coal with thiocarbamide-alkaline-cyanide solutions at a temperature of 90-100 ° C and atmospheric pressure, while thiocarbamide (CS (NH 2 ) 2 ) and sodium hydroxide are fed once at the beginning of the process until the concentration of each of them is 20- 30 g / l, sodium cyanide is given in one or two doses at a concentration of 6-30 g / l. The use of thiocarbamide in comparison with the method [3-4] can significantly increase the efficiency of gold desorption and reduce the duration by 2-3 times to 16-32 hours.
Недостатком способа-прототипа является существенное снижение показателей процесса десорбции при наличии значимых содержаний серебра в активном угле (массовое отношение Ag:Au более 2). Это связано с деструкцией тиокарбамида до водорастворимых сульфидов (S2-) при высокой концентрации которых, начинается образование нерастворимого осадка Ag2S в циркулирующих растворах и непосредственно в фазе угле, в результате чего поры угля закупориваются и извлечение золота и серебра на катоды кратно снижается [5-6].The disadvantage of the prototype method is a significant decrease in the indicators of the desorption process in the presence of significant silver content in the active carbon (the mass ratio of Ag: Au is more than 2). This is due to the destruction of thiocarbamide to water-soluble sulfides (S 2- ) at a high concentration of which, the formation of an insoluble precipitate of Ag 2 S begins in circulating solutions and directly in the coal phase, as a result of which the pores of the coal are clogged and the extraction of gold and silver at the cathodes decreases several times [ 5-6].
Другим недостатком способа-прототипа является нецелевой расход реагентов (тиокарбамид, гидроксид и цианид натрия) при) повышенных концентрациях более 10 г/л, т.к. тиокарбамид разлагается с образованием углекислого газа, сероводорода и аммиака:Another disadvantage of the prototype method is the inappropriate consumption of reagents (thiocarbamide, sodium hydroxide and cyanide) at higher concentrations of more than 10 g / l, tk. thiocarbamide decomposes with the formation of carbon dioxide, hydrogen sulfide and ammonia:
Сероводород и углекислый газ при этом связываются гидроксидом натрия, вызывая его расход, а образовавший сульфид реагируют с цианидом натрия так, что суммарная реакция выглядит следующим образом:In this case, hydrogen sulfide and carbon dioxide are bound by sodium hydroxide, causing its consumption, and the formed sulfide is reacted with sodium cyanide so that the overall reaction is as follows:
Параллельно протекает щелочной гидролиз тиокарбамида и реакции, обусловленные электрическим током в электролизерах.Alkaline hydrolysis of thiocarbamide and reactions caused by electric current in electrolyzers proceed in parallel.
При промышленных испытаниях способа-прототипа расход реагентов на 1 т угля составил, кг: NaCN - 44; CS(NH2)2 - 95; NaOH - 91.In industrial tests of the prototype method, the consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: NaCN - 44; CS (NH 2 ) 2 95; NaOH - 91.
Задачей предлагаемого изобретения являлась адаптация метода для сереброзолотосодержащих углей за счет проведения двухстадиального электроэлюирования, причем на первой стадии процесс осуществляют без добавок тиокарбамида.The objective of the present invention was to adapt the method for silver-gold-containing coals by carrying out a two-stage electroelution, and at the first stage the process is carried out without the addition of thiocarbamide.
Технический результат достигается тем, что на первой стадии серебро достаточно эффективно извлекают на катод из фазы угля с помощью щелочно-цианистых растворов, в которые не был добавлен тиокарбамид как источник серы, что исключает образование сульфидов, в частности осадка Ag2S. После извлечения на катод большей части серебра, не прерывая процесса, в циркулирующие растворы добавляют тиокарбамид, который повышает эффективность десорбции золота и проводят электроэлюирование золота. В итоге оба металла оказываются количественно извлечены на катод, а уголь обезметаллен в требуемой степени более 90-95%.The technical result is achieved by the fact that at the first stage, silver is rather efficiently extracted from the coal phase to the cathode using alkaline cyanide solutions, to which thiocarbamide was not added as a source of sulfur, which excludes the formation of sulfides, in particular Ag 2 S precipitate. After extraction on the cathode of most of the silver, without interrupting the process, thiocarbamide is added to the circulating solutions, which increases the efficiency of gold desorption and conducts gold electroelution. As a result, both metals are quantitatively extracted at the cathode, and the coal is demetallized to the required degree, more than 90-95%.
Другой задачей изобретения являлось снижение расхода реагентов за счет изменения режима подачи реагентов.Another object of the invention was to reduce the consumption of reagents by changing the mode of supply of reagents.
Технический результат в данном случае обусловлен тем, что при концентрации тиокарбамида, гидроксида и цианида натрия выше 10 г/л их деструкция (в частности по реакциям 1 и 2) заметно ускоряется, и нецелевой расход реагентов возрастает. Результат достигается путем поддержания оптимальной (пониженной в сравнении с прототипом) рабочей концентрации реагентов в циркулирующих растворах, которая находится в пределах 0,5-10 г/л, в зависимости от типа угля. Благодаря этому происходит снижение расхода реагентов без снижения показателей извлечения золота и серебра.The technical result in this case is due to the fact that at a concentration of thiocarbamide, sodium hydroxide and sodium cyanide above 10 g / l, their destruction (in particular, according to reactions 1 and 2) is noticeably accelerated, and the inappropriate consumption of reagents increases. The result is achieved by maintaining the optimal (reduced in comparison with the prototype) working concentration of reagents in circulating solutions, which is in the range of 0.5-10 g / l, depending on the type of coal. Due to this, there is a reduction in the consumption of reagents without reducing the rates of gold and silver recovery.
Способ подтверждается следующими примерами.The method is confirmed by the following examples.
ПРИМЕР №1EXAMPLE # 1
По способу-прототипу (пример №1.1) проводили переработку сереброзолотосодержащего активного угля, получаемого на одной из ЗИФ при насыщении цианистых растворов. Насыпная плотность угля составляла 0,58 т/м3, массовая доля Ag - 11,7 кг/т, Au - 1,84 кг/т. Электроэлюирование проводили при температуре 80-90°С в установке, состоящей из одной десорбционной колонки с объемом угля 100 мл и одного электролизера объемом 40 мл, оснащенного листовыми нержавстальными анодами и катодами из нержавстальной сетки 0,6×0,6 мм.According to the prototype method (example No. 1.1), the silver-gold-containing active carbon obtained at one of the gold processing plants at the saturation of cyanide solutions was processed. The bulk density of coal was 0.58 t / m 3 , the mass fraction of Ag - 11.7 kg / t, Au - 1.84 kg / t. Electroelution was carried out at a temperature of 80-90 ° C in an installation consisting of one desorption column with a volume of 100 ml of coal and one electrolyzer with a volume of 40 ml, equipped with sheet stainless steel anodes and cathodes made of stainless steel mesh 0.6 × 0.6 mm.
Реагенты вносили в виде исходного раствора с концентрацией CS(NH2)2 - 27 г/л, NaOH - 26 г/л, NaCN - 6 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,40 л/ч. Через 12 ч повторно подавали NaCN в количестве 6 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л, что заняло 16 ч.The reagents were introduced in the form of an initial solution with a concentration of CS (NH 2 ) 2 - 27 g / L, NaOH - 26 g / L, NaCN - 6 g / L in an amount of 0.35 L, and the circulation of solutions was started using a peristaltic pump at their flow 0.40 l / h. After 12 hours, NaCN was fed again in an amount of 6 g / l. The experiment was continued until the concentration of Au and Ag in the circulating solutions decreased to a level of 1-5 mg / L, which took 16 h.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,35 кг/т, Ag - 6,42 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 81,0%, Ag - 45,1%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 95; NaOH - 91; NaCN - 44.During the experiment, coal was obtained with a residual Au content of 0.35 kg / t, Ag - 6.42 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 81.0%, Ag - 45.1%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 95; NaOH 91; NaCN - 44.
По предлагаемому способу (пример №1.2) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях, но в 2 стадии.According to the proposed method (example No. 1.2), the same coal was processed under similar conditions, but in 2 stages.
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 10 г/л, NaCN - 10 г/л в количестве 0,32 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,37 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 10 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы вносили CS(NH2)2 до его рабочей концентрации 10 г/л и поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 16 ч.A solution with a concentration of NaOH - 10 g / L, NaCN - 10 g / L in an amount of 0.32 L was poured into the installation, and the 1st stage of circulation of solutions was started using a peristaltic pump at a flow of 0.37 L / h. The concentration of the reagents was measured every 2 h, and the addition was carried out to an initial concentration of 10 g / L. After 6 hours from the start of the test, without altering the process conditions, beginning 2nd stage - in the circulating solution was CS (NH 2) 2 to its working concentration of 10 g / l and maintained until the end of experiment, as the concentration of NaOH and NaCN. The experiment continued until the concentration of Au and Ag in the circulating solutions decreased to a level of 1-5 mg / l. The total duration of the experiment was 16 hours.
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,10 кг/т, Ag - 0,32 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,6%, Ag - 97,3%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 72; NaOH - 69 (что в 1,3 раза меньше, чем по прототипу), расход NaCN - 46 (на том же уровне).Coal was obtained with a residual Au content of 0.10 kg / t, Ag - 0.32 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 94.6%, Ag - 97.3%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 72; NaOH - 69 (which is 1.3 times less than in the prototype), NaCN consumption - 46 (at the same level).
По предлагаемому способу (пример №1.3) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные рутениево-титановые аноды (ОРТА).According to the proposed method (example No. 1.3), the same coal was processed under similar conditions. In electrolysis, ruthenium-titanium oxide anodes (ORTA) were used.
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 1 г/л, NaCN - 1 г/л в количестве 0,32 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,37 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 1 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы вносили CS(NH2)2 до его рабочей концентрации 10 г/л и поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 16 ч.A solution with a concentration of NaOH - 1 g / L, NaCN - 1 g / L in an amount of 0.32 L was poured into the installation, and the 1st stage of circulation of solutions was started using a peristaltic pump at a flow of 0.37 L / h. The concentration of the reagents was measured every 2 h, and the addition was carried out to an initial concentration of 1 g / L. After 6 hours from the start of the test, without altering the process conditions, beginning 2nd stage - in the circulating solution was CS (NH 2) 2 to its working concentration of 10 g / l and maintained until the end of experiment, as the concentration of NaOH and NaCN. The experiment continued until the concentration of Au and Ag in the circulating solutions decreased to a level of 1-5 mg / l. The total duration of the experiment was 16 hours.
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,12 кг/т, Ag - 0,53 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,5%, Ag - 95,5%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 31; NaOH - 23; NaCN - 28 (что в 1,6-4,0 раза меньше, чем по прототипу).Coal was obtained with a residual Au content of 0.12 kg / t, Ag - 0.53 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 93.5%, Ag - 95.5%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 31; NaOH - 23; NaCN - 28 (which is 1.6-4.0 times less than the prototype).
ПРИМЕР №2EXAMPLE # 2
По способу-прототипу (пример №2.1) проводили переработку золотосодержащего активного угля, получаемого на одной из ЗИФ при сорбционном цианировании промпродукта гравитационного обогащения руды. Насыпная плотность угля составляла 0,66 т/м3, массовая доля Au - 4,74 кг/т, Ag - 0,92 кг/т.Электроэлюирование проводили при температуре 90-100°С в установке, состоящей из одной десорбционной колонки с объемом угля 100 мл и одного электролизера объемом 40 мл, оснащенного листовыми нержавстальными анодами и катодами из нержавстальной сетки 0,6×0,6 мм.According to the prototype method (example No. 2.1), the gold-containing active carbon obtained at one of the gold processing plants during the sorption cyanidation of the middlings of the gravity concentration of ore was processed. The bulk density of coal was 0.66 t / m 3 , the mass fraction of Au was 4.74 kg / t, Ag - 0.92 kg / t. Electroelution was carried out at a temperature of 90-100 ° C in an installation consisting of one desorption column with with a coal volume of 100 ml and one electrolyzer with a volume of 40 ml, equipped with sheet stainless steel anodes and stainless steel mesh cathodes 0.6 × 0.6 mm.
Реагенты вносили в виде исходного раствора с концентрацией CS(NH2)2 - 27 г/л, NaOH - 26 г/л, NaCN - 6 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,40 л/ч. Через 12 ч повторно подавали NaCN в количестве 6 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.The reagents were introduced in the form of an initial solution with a concentration of CS (NH 2 ) 2 - 27 g / L, NaOH - 26 g / L, NaCN - 6 g / L in an amount of 0.35 L, and the circulation of solutions was started using a peristaltic pump at their flow 0.40 l / h. After 12 hours, NaCN was fed again in an amount of 6 g / l. The experiment was continued until the Au concentration in the circulating solutions decreased to less than 5 mg / L, which took 24 h.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,28 кг/т, Ag -0,19 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,1%, Ag - 79,3%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 95; NaOH - 91; NaCN - 44.During the experiment, coal was obtained with a residual Au content of 0.28 kg / t, Ag -0.19 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 94.1%, Ag - 79.3%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 95; NaOH 91; NaCN - 44.
По предлагаемому способу (пример №2.2) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные рутениево-титановые аноды (ОРТА).According to the proposed method (example No. 2.2), the same coal was processed under similar conditions. In electrolysis, ruthenium-titanium oxide anodes (ORTA) were used.
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH2)2 - 5 г/л, NaOH - 5 г/л, NaCN - 5 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,44 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 5 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.A solution with a concentration of CS (NH 2 ) 2 - 5 g / l, NaOH - 5 g / l, NaCN - 5 g / l in an amount of 0.35 l was poured into the installation and circulation of the solutions was started using a peristaltic pump at a flow of 0, 44 l / h The concentration of the reagents was measured every 2 h, and the addition was carried out to an initial concentration of 5 g / L. The experiment was continued until the Au concentration in the circulating solutions decreased to less than 5 mg / L, which took 24 h.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,26 кг/т, Ag - 0,21 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 94,5%, Ag - 77,2%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 61; NaOH - 46 (что в 1,4-1,6 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 48 (на том же уровне).During the experiment, coal was obtained with a residual Au content of 0.26 kg / t, Ag - 0.21 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 94.5%, Ag - 77.2%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 61; NaOH - 46 (which is 1.4-1.6 times less than the prototype); NaCN - 48 (at the same level).
По предлагаемому способу (пример №2.3) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. При электролизе использованы оксидные иридиево-рутениево-титановые аноды (ОИРТА).According to the proposed method (example No. 2.3), the same coal was processed under similar conditions. In electrolysis, oxide iridium-ruthenium-titanium anodes (OIRTA) were used.
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH2)2 - 2 г/л, NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 0,35 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,44 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 2 г/л. Опыт продолжали до снижения концентрации Au в циркулирующих растворах до уровня менее 5 мг/л, что заняло 24 ч.A solution with a concentration of CS (NH 2 ) 2 - 2 g / L, NaOH - 2 g / L, NaCN - 2 g / L in an amount of 0.35 L was poured into the installation and circulation of the solutions was started using a peristaltic pump at a flow of 0, 44 l / h The concentration of the reagents was measured every 2 h, and additions were made to the initial concentration of 2 g / L. The experiment was continued until the Au concentration in the circulating solutions decreased to less than 5 mg / L, which took 24 h.
Получен уголь с остаточным содержанием Au - 0,29 кг/т, Ag - 0,17 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,9%, Ag - 81,5%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 59; NaOH - 43 (что в 1,6-2,1 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 42 (на том же уровне).Coal was obtained with a residual Au content of 0.29 kg / t, Ag - 0.17 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 93.9%, Ag - 81.5%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 59; NaOH - 43 (which is 1.6-2.1 times less than the prototype); NaCN - 42 (at the same level).
По предлагаемому способу (пример №2.4) тот же уголь перерабатывали в аналогичных условиях. Переработку вели в 2 стадии.According to the proposed method (example No. 2.4), the same coal was processed under similar conditions. The processing was carried out in 2 stages.
В установку заливали раствор с концентрацией NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 0,35 л и начинали 1-ю стадию циркуляции растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 0,42 л/ч. Концентрацию реагентов раз в 2 ч измеряли и проводили добавки до исходной концентрации 1 г/л. Через 6 ч от начала опыта, не меняя режима процесса, начинали 2-ю стадию - в циркулирующие растворы добавляли CS(NH2)2 до его рабочей концентрации 10 г/л к: поддерживали ее до конца опыта, как и концентрацию NaOH и NaCN. Опыт продолжали до снижения концентрации Au и Ag в циркулирующих растворах до уровня 1-5 мг/л. Суммарная продолжительность опыта составила 24 ч.A solution with a concentration of NaOH - 2 g / L, NaCN - 2 g / L in an amount of 0.35 L was poured into the installation, and the first stage of circulation of solutions was started using a peristaltic pump at a flow of 0.42 L / h. The concentration of the reagents was measured every 2 h, and the addition was carried out to an initial concentration of 1 g / L. After 6 h from the beginning of the experiment, without changing the mode of the process, the second stage began - CS (NH 2 ) 2 was added to the circulating solutions to its working concentration of 10 g / L to: it was maintained until the end of the experiment, as well as the concentration of NaOH and NaCN ... The experiment continued until the concentration of Au and Ag in the circulating solutions decreased to a level of 1-5 mg / l. The total duration of the experiment was 24 hours.
В ходе опыта получен уголь с остаточным содержанием Au -г 0,37 кг/т, Ag - 0,18 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 92,2%, Ag - 80,4%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 50; NaOH - 41 (что в 1,5-2,3 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 44 (на том же уровне). Данный пример показывает, что для углей, содержащих относительно малые количества серебра - двухстадийный процесс менее эффективен, т.к. при близком расходе реагентов и продолжительности процесса (по примеру 2.3) остаточное содержание Au в угле повысилось с 0,29 до 0,37 мг/г, а извлечение металла снизилось на 1,7%.In the course of the experiment, coal was obtained with a residual Au content of 0.37 kg / t, Ag - 0.18 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 92.2%, Ag - 80.4%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 50; NaOH - 41 (which is 1.5-2.3 times less than the prototype); NaCN - 44 (at the same level). This example shows that for coals containing relatively small amounts of silver, the two-stage process is less effective, because with a similar consumption of reagents and the duration of the process (according to example 2.3), the residual content of Au in coal increased from 0.29 to 0.37 mg / g, and the metal recovery decreased by 1.7%.
По предлагаемому способу (пример №2.5) тот же уголь перерабатывали в установке, моделирующей непрерывный режим работы с противоточным движением угля и циркулирующего раствора. Установка состояла из 4-х последовательно соединенных десорберов с загрузкой угля по 250 мл и 4-х последовательно соединенных электролизеров объемом по 40 мл, оснащенных оксидными иридиево-рутениево-титановыми анодами (ОИРТА) и катодами из нержавстальной сетки.According to the proposed method (example No. 2.5), the same coal was processed in an installation simulating a continuous mode of operation with countercurrent movement of coal and a circulating solution. The installation consisted of 4 series-connected desorbers with a coal loading of 250 ml and 4 series-connected electrolyzers with a volume of 40 ml, equipped with oxide iridium-ruthenium-titanium anodes (OIRTA) and stainless steel cathodes.
В установку заливали раствор с концентрацией CS(NH2)2 - 2 г/л, NaOH - 2 г/л, NaCN - 2 г/л в количестве 1 л и начинали циркуляцию растворов с помощью перистальтического насоса при их потоке 4,0 л/ч. Концентрацию золота в разгрузке электролиза поддерживали на уровне 1-5 мг/л Реагенты подавали непрерывно с помощью перистальтических насосов в питание десорберов. С целью соблюдения водного баланса, а также обновления циркулирующих растворов, из разгрузки электролизеров с помощью перистальтического насоса откачивался отработанный раствор в объеме 0,13 л/ч. Рабочая концентрация каждого из реагентов в циркулирующих растворах составляла 1-2 г/л. Условно непрерывный противоточный режим процесса обеспечивался передвижкой угля, которую осуществляли раз в 6 ч передвигая уголь целиком из каждого десорбера. Освободившийся десорбер заполняли свежей порцией насыщенного угля. Таким образом время пребывания угля в процессе составляло 24 ч. В промышленных условиях передвижка угля между десорберами должна осуществляться насосами (периодически или непрерывно) без простоев установки, что обеспечивает непрерывность процесса электроэлюирования.A solution with a concentration of CS (NH 2 ) 2 - 2 g / L, NaOH - 2 g / L, NaCN - 2 g / L in an amount of 1 L was poured into the installation and circulation of solutions was started using a peristaltic pump with a flow of 4.0 L / h The concentration of gold in the unloading of electrolysis was maintained at the level of 1-5 mg / L. The reagents were fed continuously using peristaltic pumps to the feed of the strippers. In order to maintain the water balance, as well as to update the circulating solutions, a spent solution in a volume of 0.13 l / h was pumped out from the unloading of the electrolysers using a peristaltic pump. The working concentration of each of the reagents in the circulating solutions was 1–2 g / L. The conditionally continuous countercurrent mode of the process was ensured by coal movement, which was carried out every 6 hours by moving the entire coal from each stripper. The freed stripper was filled with a fresh portion of saturated coal. Thus, the residence time of the coal in the process was 24 hours. In industrial conditions, the movement of coal between the strippers should be carried out by pumps (periodically or continuously) without plant downtime, which ensures the continuity of the electroelution process.
Опыт продолжали в течение 98 ч, в установившемся режиме получен уголь со средним остаточным содержанием Au - 0,30 кг/т, Ag - 0,18 кг/т, что обеспечивает извлечение Au из угля на катод - 93,7%, Ag - 80,4%. Расход реагентов на 1 т угля составил, кг: CS(NH2)2 - 62; NaOH - 40 (что в 1,5-2,3 раза меньше, чем по прототипу); NaCN - 40 (на том же уровне).The experiment was continued for 98 hours, in the steady state coal was obtained with an average residual content of Au - 0.30 kg / t, Ag - 0.18 kg / t, which ensures the extraction of Au from coal at the cathode - 93.7%, Ag - 80.4%. Consumption of reagents per 1 ton of coal was, kg: CS (NH 2 ) 2 - 62; NaOH - 40 (which is 1.5-2.3 times less than the prototype); NaCN - 40 (at the same level).
Рассмотренные примеры показывают, что в сравнении со способом-прототипом [5-6] предлагаемое изобретение позволило:The considered examples show that in comparison with the prototype method [5-6] the proposed invention allowed:
• Осуществить эффективную переработку сереброзолотосодержащего угля. Извлечение серебра повышено с 45,1 до 95,5-97,3%, золота - с 81,0 до 93,5-94,6%. Следует отметить, что серебро сопутствует золоту в рудах в большинстве случаев, поэтому переработка углей, содержащих золото и серебро, является рядовой.• Carry out efficient processing of silver-gold-containing coal. Silver recovery increased from 45.1 to 95.5-97.3%, gold - from 81.0 to 93.5-94.6%. It should be noted that silver accompanies gold in ores in most cases, so the processing of coals containing gold and silver is routine.
• Снизить расход CS(NH2)2 и NaOH в 1,3-4,0 раза при сохранении эффективности процесса электроэлюирования благородных металлов. Расход NaCN в одном случае был снижен в 1,6 раза, в остальных случаях составил близкую с прототипом величину.• Reduce the consumption of CS (NH 2 ) 2 and NaOH by 1.3-4.0 times while maintaining the efficiency of the process of electroelution of precious metals. The consumption of NaCN in one case was reduced by 1.6 times, in other cases it was close to the prototype value.
По сравнению со способом-аналогом [1-2], предусматривающими переработку угля в автоклавных условиях, предлагаемое изобретение позволяет существенно упростить и удешевить аппаратурное оформление и эксплуатационные затраты в части охраны труда за счет снижен* [я температуры процесса до 80-100°С, т.е. отказа от проведения процесса в автоклаве - источнике повышенной опасности для персонала.Compared with the analogue method [1-2], providing for the processing of coal in autoclave conditions, the proposed invention makes it possible to significantly simplify and reduce the cost of equipment and operating costs in terms of labor protection due to the reduced * [i process temperature up to 80-100 ° C, those. refusal to carry out the process in an autoclave - a source of increased danger to personnel.
Дешевое аппаратурное оформление позволяет организовать процесс электроэлюирования в установках непрерывного действия, которые дополнительно удешевляют производство при относительно больших потоках активного угля (более 3-5 т в сутки) за счет упрощения обслуживания технологии.Inexpensive hardware makes it possible to organize the process of electrowinning in continuous installations, which additionally reduce the cost of production with relatively large flows of activated carbon (more than 3-5 tons per day) by simplifying the maintenance of the technology.
По сравнению со способом-аналогом [3-4] предлагаемое изобретение позволяет существенно повысить эффективность электроэлюирования и сократить продолжительность с 36-72 до 16-24 ч.Compared with the analogue method [3-4], the proposed invention can significantly increase the efficiency of electroelution and reduce the duration from 36-72 to 16-24 hours.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫBIBLIOGRAPHY
1. Daxter К., Ladyman R., Siddall G.B. Integral Pressure Electrovjinning at update of the Status of the technology // Randol Gold Forum'96. Olimpik Valley, California, USA, 1996. p. 431-4381. Daxter K., Ladyman R., Siddall G.B. Integral Pressure Electrovjinning at update of the Status of the technology // Randol Gold Forum'96. Olimpik Valley, California, USA, 1996. p. 431-438
2. Автоклавная десорбция золота из насыщенных активированных углей, Барченков В. В. Золотодобыча, №219, Февраль, 2017. URL: https://zolotodb.ru/article/11603 (дата обращения 24.05.2019)2. Autoclave desorption of gold from saturated activated carbons, Barchenkov V. V. Zolotodobycha, No. 219, February, 2017. URL: https://zolotodb.ru/article/11603 (date of treatment 05.24.2019)
3. Zadra J.В. A process for the recovery of gold from activated carbon by leaching and electrolysis // U. S. Bureau of Mines Reports of Investigations, 4672 - 1950, April. - p. 4672-46773. Zadra J. B. A process for the recovery of gold from activated carbon by leaching and electrolysis // U. S. Bureau of Mines Reports of Investigations, 4672 - 1950, April. - p. 4672-4677
4. Zadra J., Engel A., Heinen H. // Ibid. 1952. №4843. - 32 p.4. Zadra J., Engel A., Heinen H. // Ibid. 1952. No. 4843. - 32 p.
5. P.D. Руке, C. Swaminathan, R.F. Johnston, An investigation into alternative eluants from activated carbon at atmospheric pressure / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 837-849.5. P.D. Ruke, C. Swaminathan, R.F. Johnston, An investigation into alternative eluants from activated carbon at atmospheric pressure / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 837-849.
6. P.D. Pyke, R.F. Johnston, C. Swaminathan, Pilot and full scale jjlant trials using thiourea enhanced Zadra stripping of activated carbon / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 851-858.6. P.D. Pyke, R.F. Johnston, C. Swaminathan, Pilot and full scale jjlant trials using thiourea enhanced Zadra stripping of activated carbon / Minerals Engineering, Volume 10, Issue 8, 1997, p. 851-858.
Claims (6)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019119795A RU2733855C1 (en) | 2019-06-24 | 2019-06-24 | Method of extracting gold and silver from active coals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019119795A RU2733855C1 (en) | 2019-06-24 | 2019-06-24 | Method of extracting gold and silver from active coals |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2733855C1 true RU2733855C1 (en) | 2020-10-07 |
Family
ID=72926824
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2019119795A RU2733855C1 (en) | 2019-06-24 | 2019-06-24 | Method of extracting gold and silver from active coals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2733855C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2786561C1 (en) * | 2020-11-23 | 2022-12-22 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Method for desorption of gold and silver from saturated activated carbon |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5073354A (en) * | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
| RU2131938C1 (en) * | 1993-09-21 | 1999-06-20 | Ю Эм Инжиниринг С.А. | Method of eluting precious metals adsorbed on activated carbon |
| RU2196838C2 (en) * | 2000-05-03 | 2003-01-20 | Иркутский государственный технический университет | Method for desorption of silver cyanide from activated charcoals |
| CA2898409A1 (en) * | 2013-02-28 | 2014-09-04 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method of eluting gold and silver and method of recovering gold and silver using the same |
| CN108660482A (en) * | 2018-02-26 | 2018-10-16 | 山东黄金归来庄矿业有限公司 | It is adsorbed in the extracting method of the noble metal of column-shaped active carbon |
-
2019
- 2019-06-24 RU RU2019119795A patent/RU2733855C1/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5073354A (en) * | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
| RU2131938C1 (en) * | 1993-09-21 | 1999-06-20 | Ю Эм Инжиниринг С.А. | Method of eluting precious metals adsorbed on activated carbon |
| RU2196838C2 (en) * | 2000-05-03 | 2003-01-20 | Иркутский государственный технический университет | Method for desorption of silver cyanide from activated charcoals |
| CA2898409A1 (en) * | 2013-02-28 | 2014-09-04 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method of eluting gold and silver and method of recovering gold and silver using the same |
| CN108660482A (en) * | 2018-02-26 | 2018-10-16 | 山东黄金归来庄矿业有限公司 | It is adsorbed in the extracting method of the noble metal of column-shaped active carbon |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| PYKE P. D. et al. An investigation into alternative eluants from activated carbon at atmospheric pressure. MINERALS ENGINEERING, 1997, vol.10, No.8, pp.837-849. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2786561C1 (en) * | 2020-11-23 | 2022-12-22 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Method for desorption of gold and silver from saturated activated carbon |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2821042A1 (en) | Gold and silver electrorecovery from thiosulfate leaching solutions | |
| AU2017281847B2 (en) | Methods, materials and techniques for precious metal recovery | |
| RU2357012C1 (en) | Extraction method of noble metals from wastes of radio-electronic industry | |
| CN103194770A (en) | Process for extracting gold from low-grade, copper-containing and difficultly-treated goldmine ammonia cyanide leaching pulp via electrodeposition | |
| CN111270071A (en) | Method for recovering gold from gold-containing pregnant solution | |
| KR102243077B1 (en) | Critical metal recovering method from waste/discarded printed circuit boards | |
| AU2012201510B2 (en) | Method of recovering gold from dilute gold solution | |
| RU2733855C1 (en) | Method of extracting gold and silver from active coals | |
| Voxidov | Development and improvement of technology for extraction of precious metals from technogenic raw materials | |
| WO2009020839A1 (en) | Uranium recovery using electrolysis | |
| RU2490344C1 (en) | Extraction method of gold from ores and products of their processing | |
| AU642278B2 (en) | A process for the enhanced production of silver from gold and silver bearing ore | |
| RU2628946C2 (en) | PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE | |
| RU2460814C1 (en) | Method for gold extraction from cyanide solutions with dissolved mercury contained in them | |
| EP1190105A1 (en) | Recovery of noble metals by lixiviation with thiourea controlled acidic solution | |
| US20140116886A1 (en) | Method for extracting noble and non-ferrous metals from refractory raw materials | |
| CN1079439C (en) | Process for cyanogen-free lixiviating of gold from gold-contained substances | |
| JP2015048524A (en) | Recovery method of au adsorbed to active carbon | |
| RU2680552C1 (en) | Method for producing silver and platinum group metals | |
| Beyuo et al. | ZADRA elution circuit optimisation and operational experience at the CIL Plant of Gold Fields Ghana Limited | |
| RU2123060C1 (en) | Process of recovery of gold from cyanic solutions or pulps carrying copper | |
| CN103276220A (en) | Process for replacing precious metals through cyaniding | |
| RU2759390C1 (en) | Method for separate isolation of gold and mercury from cyanide solutions | |
| RU2704946C1 (en) | Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation | |
| RU2465449C1 (en) | Extraction method of nickel and cobalt from silicate nickel-cobalt ores |