EA017438B1 - Method for treatment of precious metals and sulphide-bearing raw materials - Google Patents
Method for treatment of precious metals and sulphide-bearing raw materials Download PDFInfo
- Publication number
- EA017438B1 EA017438B1 EA200901228A EA200901228A EA017438B1 EA 017438 B1 EA017438 B1 EA 017438B1 EA 200901228 A EA200901228 A EA 200901228A EA 200901228 A EA200901228 A EA 200901228A EA 017438 B1 EA017438 B1 EA 017438B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- sorbent
- mixture
- raw materials
- autoclave
- noble metals
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии благородных металлов (БМ), в частности к гидрометаллургической переработке сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды.The invention relates to the field of metallurgy of noble metals (BM), in particular to hydrometallurgical processing of raw materials containing noble metals and sulfides.
Целевым продуктом обогатительной переработки руд, содержащих благородные металлы, являются концентраты, представленные сульфидами железа и цветных металлов (пирит, арсенопирит, пирротин и т.п.), оксидами и гидроксидами железа (магнетит, гематит, лимонит, гетит) и группой оксидов, слагающих минералы - кремния, алюминия, кальция, магния. Благородные металлы - золото и серебро обычно присутствуют в концентратах в виде тонких вкраплений в сульфидах.The target product of the processing of ores containing precious metals are concentrates represented by iron sulfides and non-ferrous metals (pyrite, arsenopyrite, pyrrhotite, etc.), iron oxides and hydroxides (magnetite, hematite, limonite, goethite) and a group of oxides that make up minerals - silicon, aluminum, calcium, magnesium. Noble metals - gold and silver are usually present in concentrates in the form of thin impregnations in sulfides.
Известен способ переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. По способу-аналогу концентрат подвергают двухстадиальному окислительному обжигу, соответственно при температуре 45-500°С и 60-650°С. Полученные огарки направляют на гидрометаллургическое кондиционирование, включающее закалку, доизмельчение и щелочную обработку. Кондиционированные огарки обрабатывают в растворе цианида натрия для выщелачивания благородных металлов. Из раствора благородные металлы извлекают известными методами [1].A known method of processing sulfide concentrates containing noble metals. According to the similar method, the concentrate is subjected to two-stage oxidative firing, respectively, at a temperature of 45-500 ° C and 60-650 ° C. The resulting cinder is sent to hydrometallurgical conditioning, including hardening, regrinding and alkaline treatment. Conditioned cinder is treated with a solution of sodium cyanide to leach precious metals. Noble metals are extracted from the solution by known methods [1].
Недостатками способа-аналога являются высокие капитальные и эксплуатационные затраты, обусловленные длительностью технологического цикла, очисткой и обезвреживанием большого объема обжиговых газов, использованием дорогостоящих реагентов - гидроксида и цианида натрия.The disadvantages of the analogue method are the high capital and operating costs due to the length of the technological cycle, cleaning and neutralization of a large volume of calcining gases, using expensive reagents - sodium hydroxide and cyanide.
Известен способ с использованием операции биоокисления, предназначенный для обработки сульфидных материалов, содержащих мышьяк, в котором сульфидный материал подвергают двухстадиальному процессу Βίοχ для растворения мышьяка. Схема процесса выщелачивания является сложной вследствие использования бактерий. Кроме того, биоокисление является медленным процессом [2].A known method using the biooxidation operation, designed to process sulfide materials containing arsenic, in which the sulfide material is subjected to a two-stage process Βίοχ to dissolve arsenic. The scheme of the leaching process is complicated due to the use of bacteria. In addition, biooxidation is a slow process [2].
Известен способ переработки сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды [3]. По известному способу сырье смешивают с водой или раствором серной кислоты концентрацией 5-25 г/л, смесь обрабатывают в автоклаве с подачей кислорода при температуре 180-225°С и парциальном давлении кислорода 1,7-3,0 МПа, полученную пульпу отмывают водой от серной кислоты, отмытую пульпу смешивают с активированным углем и подвергают выщелачиванию в растворе цианида натрия, полученный уголь, насыщенный благородными металлами, отделяют от пульпы и перерабатывают известными методами с извлечением благородных металлов.A known method of processing raw materials containing noble metals and sulfides [3]. According to the known method, the raw material is mixed with water or a solution of sulfuric acid with a concentration of 5-25 g / l, the mixture is autoclaved with oxygen at a temperature of 180-225 ° C and a partial oxygen pressure of 1.7-3.0 MPa, the resulting pulp is washed with water from sulfuric acid, the washed pulp is mixed with activated carbon and leached in a solution of sodium cyanide, the obtained carbon saturated with noble metals is separated from the pulp and processed by known methods to extract the noble metals.
Недостатками способа-аналога являются высокие затраты, обусловленные большим количеством технологических операций и использованием дорогостоящего и экологически опасного цианида натрия.The disadvantages of the analogue method are the high costs due to the large number of technological operations and the use of expensive and environmentally hazardous sodium cyanide.
Известен способ переработки сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды, который принят за прототип как наиболее близкий к заявляемому техническому решению [4].A known method of processing raw materials containing noble metals and sulfides, which is adopted as a prototype as the closest to the claimed technical solution [4].
По известному способу сырье смешивают с водой или раствором серной кислоты концентрацией 525 г/л и галогенид-ионом концентрацией 1-10 г/л, смесь обрабатывают в автоклаве с подачей кислорода при температуре 20-250°С и парциальном давлении кислорода 2,4-3,0 МПа, полученную пульпу разделяют известными способами на твердый материал и раствор, из насыщенного раствора благородные металлы извлекают известными способами, часть пульпы, содержащей выщелоченный твердый материал и раствор выщелачивания возвращают в процесс обработки в автоклаве совместно с исходным сырьем.According to the known method, the raw materials are mixed with water or a solution of sulfuric acid with a concentration of 525 g / l and a halide ion with a concentration of 1-10 g / l, the mixture is autoclaved with oxygen at a temperature of 20-250 ° C and a partial pressure of oxygen of 2.4- 3.0 MPa, the obtained pulp is separated by known methods into a solid material and a solution, noble metals are extracted from a saturated solution by known methods, a part of the pulp containing leached solid material and a leaching solution are returned to the autoclaving process together with feedstock.
Недостатками способа-прототипа являются низкое извлечение золота и высокие затраты, обусловленные большим количеством технологических операций.The disadvantages of the prototype method are low gold recovery and high costs due to the large number of technological operations.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечения золота и снижение затрат на переработку упорного сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды. Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в сокращении количества технологических операций на переработку сырья.The problem to which the invention is directed, is to increase the extraction of gold and reduce the cost of processing refractory raw materials containing noble metals and sulfides. The problem is solved due to the technical result, which consists in reducing the number of technological operations for the processing of raw materials.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды, включающем смешивание сырья с водой или раствором серной кислоты и галогенид-ионом, обработку смеси в автоклаве с подачей кислорода, разделение полученной пульпы на твердый остаток (кек) и раствор, согласно изобретению в смесь дополнительно вводят сорбент, из пульпы автоклавного выщелачивания сорбент, насыщенный благородными металлами, отделяют и затем извлекают благородные металлы из сорбента известными способами.The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing raw materials containing noble metals and sulfides, including mixing the raw material with water or a solution of sulfuric acid and a halide ion, treating the mixture in an autoclave with oxygen supply, separating the resulting pulp into a solid residue (cake) and the solution according to the invention, the sorbent is additionally introduced into the mixture, from the pulp of autoclave leaching, the sorbent saturated with noble metals is separated and then the noble metals are extracted from the sorbent new ways.
В заявляемом способе в качестве сырья используют природные и техногенные продукты, содержащие сульфиды и благородные металлы.In the inventive method, natural and man-made products containing sulfides and noble metals are used as raw materials.
В заявляемом способе в качестве галогенид ионов используют ионы хлора, йода и брома, вводимые в форме растворимых солей, или содержащие их природные минералы карналлит (МдС12-КС1-6Н2О), или отработанные электролиты электролиза щелочных и щелочно-земельных металлов.In the claimed method, the ions of chlorine, iodine and bromine introduced in the form of soluble salts or natural carnallite minerals (MDC1 2 -C1-6H 2 O) or spent electrolytes of electrolysis of alkali and alkaline earth metals are used as halide ions.
В заявляемом способе в качестве сорбента благородных металлов используют сорбент на основе углерода.In the inventive method, a carbon-based sorbent is used as a sorbent of noble metals.
Сорбент на основе углерода применяется зернистый и порошковый, что впоследствии определяет способ отделения насыщенного сорбента от пульпы. При использовании зернистого сорбента отделение его от пульпы происходит грохочением, а при использовании порошкового сорбента применяется процесс флотации.The sorbent based on carbon is used granular and powder, which subsequently determines the method of separation of the saturated sorbent from the pulp. When using a granular sorbent, its separation from the pulp occurs by screening, and when using a powder sorbent, the flotation process is used.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является состав смеси на обработкуThe difference between the proposed technical solution from the prototype is the composition of the mixture for processing
- 1 017438 сырья в автоклаве, введение новой операции, отделение сорбента, насыщенного благородными металлами, от пульпы и отсутствие операции извлечения благородных металлов из насыщенного раствора.- 1 017438 raw materials in an autoclave, the introduction of a new operation, the separation of the sorbent saturated with noble metals from the pulp and the absence of an operation to extract noble metals from a saturated solution.
Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на одновременном протекании процессов разложения сульфидов, в том числе сульфидов железа, выщелачивания благородных металлов из сырья и их извлечения на сорбент в кислой хлоридно-сульфатной среде, в условиях автоклавной обработки при подаче кислорода в реакционный объем [5]. Разложение сульфидов протекает по реакциям 1, 2 и 3, а осаждение соединений трехвалентного железа - арсената (скородита) и оксида (гематита) - по реакциям 4, 5:The physicochemical nature of the proposed method is based on the simultaneous processes of decomposition of sulfides, including iron sulfides, leaching of precious metals from raw materials and their extraction on a sorbent in an acid chloride-sulfate medium, under autoclaving conditions when oxygen is supplied to the reaction volume [5] . The decomposition of sulfides proceeds according to reactions 1, 2 and 3, and the precipitation of ferric iron compounds - arsenate (scorodite) and oxide (hematite) - according to reactions 4, 5:
Ре82 + 3,5О2 + 4№С1 + Н2О = РеС12 + 2№28О4 + 2НС1;(1)Re8 2 + 3,5О 2 + 4№С1 + Н 2 О = ReС1 2 + 2№ 2 8О 4 + 2НС1; (1)
2РеА$8 + 6,5О2 +4ИаС1 + ЗН2О = 2РеС12 + 2Н3АвО4 + 2№,8О4, (2)2PeA $ 8 + 6.5O 2 + 4IaC1 + 3H 2 O = 2PeC1 2 + 2H 3 AvO 4 + 2№, 8O 4 , (2)
2РеС12 + 2НС1 + 0,5О2 = 2РеС13 + Н,О;(3)2РеС1 2 + 2НС1 + 0.5О 2 = 2РеС1 3 + Н, О; (3)
РеС13 + НзАвОд +2Н2О РеАзО4 2Н3О + ЗНС1;(4)FeCl 3 + HzAvOd + 2H 2 O ReAzO 4 2H 3 O + HCH1; (4)
2РеС13 +ЗН2О -» Ре2О3 + 6НС1;(5)2ReC1 3 + 3H 2 O - »Re 2 O 3 + 6CH1; (5)
Растворение золота протекает по реакциям 6 и 7, при этом комплексообразователем выступает ион хлора, а окислителями являются кислород и хлорид трехвалентного железа, образующийся по реакции 3:The dissolution of gold proceeds according to reactions 6 and 7, while the complexing agent is chlorine ion, and the oxidizing agents are oxygen and ferric chloride formed by reaction 3:
4Аи + 4№С1 + 12НС1 + ЗО2 = 4№АиС14 + 6Н2О;(6)4Аи + 4№С1 + 12НС1 + ЗО 2 = 4№АиС1 4 + 6Н 2 О; (6)
Аи + ЗРеС13 + №С1 = ИаАиС14 + 3 ГеС12;(7)Au + 3CeC1 3 + No.C1 = IaAiC1 4 + 3 GeC1 2 ; (7)
Осаждение золота на сорбент протекает по реакции 8:The deposition of gold on the sorbent proceeds according to reaction 8:
ЗС + 6Н2О + 4[АиС14]' -> 4Аи + 16СР + ЗСО2 + 12Н*;(8)ЗС + 6Н 2 О + 4 [AuС1 4 ] '-> 4Аи + 16СР + ЗСО 2 + 12Н *; (8)
В заявляемом способе количество компонентов реакционной смеси берется в зависимости от содержания сульфидов и благородных металлов в перерабатываемом сырье. При низком содержании сульфидов (2-3 %) и золота (1-2 г/т) в сырье необходимое и достаточное количество расходуемого галогенидиона и сорбента в смеси составляет соответственно, 0,5 г/л и 1 мас.% перерабатываемого материала. При высоком содержании сульфидов (60-70%) и золота (80-100 г/т) расход галогенид иона и сорбента составляет 100 г/л и 15 мас.% перерабатываемого сырья.In the inventive method, the number of components of the reaction mixture is taken depending on the content of sulfides and noble metals in the processed raw materials. With a low content of sulfides (2-3%) and gold (1-2 g / t) in the raw material, the necessary and sufficient amount of spent halogenidion and sorbent in the mixture is, respectively, 0.5 g / l and 1 wt.% Of the processed material. With a high content of sulfides (60-70%) and gold (80-100 g / t), the consumption of halide ion and sorbent is 100 g / l and 15 wt.% Of processed raw materials.
В заявляемом способе параметры автоклавного выщелачивания берутся в зависимости от химического состава перерабатываемого сырья. При низком содержании сульфидов (2-3%) в сырье необходимая температура и парциальное давление кислорода автоклавного выщелачивания составляет соответственно 160°С и 0,5 МПа. При высоком содержании сульфидов (60-70%) необходимая температура и парциальное давление кислорода составляет соответственно 250°С и 5,0 МПа.In the inventive method, the parameters of the autoclave leaching are taken depending on the chemical composition of the processed raw materials. With a low sulfide content (2-3%) in the feed, the necessary temperature and oxygen partial pressure of autoclave leaching are respectively 160 ° C and 0.5 MPa. With a high content of sulfides (60-70%), the required temperature and partial pressure of oxygen are respectively 250 ° C and 5.0 MPa.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного введением сорбента в состав смеси, направляемой на автоклавную обработку сырья, и отделением сорбента, насыщенного благородными металлами, от пульпы автоклавной обработки сырья.A comparative analysis of the proposed method with the prototype shows that the inventive method differs from the known introduction of the sorbent in the mixture directed to the autoclave processing of raw materials, and the separation of the sorbent saturated with noble metals from the pulp of the autoclave processing of raw materials.
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию изобретательский уровень проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.To prove compliance of the claimed invention with the criterion of inventive step, a comparison was made with other technical solutions known from sources included in the prior art.
Заявляемый способ переработки сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды, соответствует требованию изобретательский уровень, так как обеспечивает снижение затрат на переработку концентратов, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method of processing raw materials containing noble metals and sulfides meets the requirement of an inventive step, as it reduces the cost of processing concentrates, which does not follow explicitly from the prior art.
Примеры использования заявляемого способа.Examples of the use of the proposed method.
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали флотоконцентрат полученный при обогащении золотосодержащих руд, в качестве сорбента использовали активированный уголь и реагенты. Крупность флотоконцентрата 96% класса минус 0,074 мм. Состав концентрата приведен в табл. 1.For experimental verification of the proposed method used flotation concentrate obtained during the processing of gold-bearing ores, activated carbon and reagents were used as a sorbent. The size of the flotation concentrate is 96% of the class minus 0.074 mm. The composition of the concentrate is given in table. one.
Таблица 1. Состав флотоконцентрата.Table 1. Composition of flotation concentrate.
состав смеси (концентрация галогенид-иона, концентрация серной кислоты, количество активированного угля) выбирались оптимальные для флотоконцентрата данного химического состава.the composition of the mixture (concentration of halide ion, concentration of sulfuric acid, amount of activated carbon) was chosen optimal for flotation concentrate of this chemical composition.
Окислительное выщелачивание под давлением флотоконцентрата проводили в лабораторном автоклаве с рабочим объемом 2 дм3, включающем магнитную муфту и герметичное уплотнение. Предусмотрено измерение температуры патрубка, внутренний охлаждающий змеевик с впускным и выпускным отверстием, мешалка для перемешивания (лопастного типа). Также автоклав имеет температурный измеритель, измеритель напряжения нагревания, амперметр, дисплей рабочего времени, дисплей скорости вращения мешалки, бесступенчатое регулирование скорости, манометр для измерения давления.Oxidative leaching under pressure of a floc concentrate was carried out in a laboratory autoclave with a working volume of 2 dm 3 , including a magnetic coupling and a tight seal. There is a measurement of the temperature of the pipe, an internal cooling coil with an inlet and outlet, a stirrer for mixing (paddle type). The autoclave also has a temperature meter, heating voltage meter, ammeter, working time display, mixer speed display, stepless speed control, pressure gauge.
- 2 017438- 2 017438
В качестве компонентов смеси использовали исходный флотоконцентрат, активированный уголь марки Νοήΐ К03515, хлорид натрия (ЫаС1), хлорид кальция (СаС12), минерал карналлит (МдС12-КС16Н2О), галогениды щелочных металлов (К1 и КВг) и раствор серной кислоты.As components of the mixture, we used the initial flotoconcentrate, activated carbon of the K03515 brand, sodium chloride (NaCl), calcium chloride (CaCl 2 ), the carnallite mineral (MDCl 2 -C16H 2 O), alkali metal halides (K1 and KBr) and a solution of sulfuric acid .
Компоненты смеси взвешивали на лабораторных весах и усредняли, готовую смесь помещали в автоклав. В автоклав загружали заданный объем воды в соотношение Ж:Т=2:1 с концентрацией серной кислоты 10 г/л и нагревали при перемешивании до заданной температуры 200-220°С. По достижении заданной температуры в автоклав подавали кислород, парциальное давление которого устанавливали 2,43,0 МПа и начинали сбрасывать абгазы с расходом 10-200 мл/мин. Момент начала подачи кислорода принимали за начало опыта. Окончанием опыта по автоклавному окислению считали момент прекращения подачи кислорода. Полученную окисленную пульпу пропускали через сито для отделения насыщенного угля. Уголь промывали, высушивали и взвешивали. Оставшуюся пульпу фильтровали, промывали водой с помощью противоточной декантации, сушили при комнатной температуре и взвешивали. После фильтрования в маточном растворе определяли содержание серной кислоты и содержание железа двух- и трехвалентного тетраметрическими методами анализа. Конечные продукты опытов (насыщенный уголь, кеки автоклавного окисления, раствор после выщелачивания) анализировали на содержание элементов пробирным и химическим методами анализа.The components of the mixture were weighed on a laboratory balance and averaged, the finished mixture was placed in an autoclave. A predetermined volume of water was loaded into the autoclave in a ratio W: T = 2: 1 with a sulfuric acid concentration of 10 g / L and heated with stirring to a predetermined temperature of 200-220 ° C. Upon reaching the set temperature, oxygen was supplied to the autoclave, the partial pressure of which was set to 2.43.0 MPa, and the gases began to be discharged at a flow rate of 10-200 ml / min. The moment of the beginning of oxygen supply was taken as the beginning of the experiment. The end of the autoclave oxidation experiment was considered to be the moment the oxygen supply ceased. The resulting oxidized pulp was passed through a sieve to separate saturated coal. The coal was washed, dried and weighed. The remaining pulp was filtered, washed with water using countercurrent decantation, dried at room temperature and weighed. After filtering in the mother liquor, the sulfuric acid content and the iron content of divalent and trivalent tetrametric analysis methods were determined. The final products of the experiments (saturated coal, autoclave oxidation cakes, solution after leaching) were analyzed for the content of elements by assay and chemical analysis methods.
Данные по результатам опытов переработки флотоконцентрата заявляемым способом приведены в табл. 2.Data on the results of experiments processing flotation concentrate by the claimed method are shown in table. 2.
Данные, приведенные в табл. 2, показывают, что при использовании заявляемого способа в исходном концентрате среднее извлечение золота на уголь достигает 88,7%.The data given in table. 2 show that when using the proposed method in the initial concentrate, the average gold recovery for coal reaches 88.7%.
Таблица 2. Результаты опытов переработки концентрата заявляемым способом.Table 2. The results of experiments on the processing of concentrate by the claimed method.
В качестве компонентов смеси использовали исходный флотоконцентрат и хлорид натрия (концентрация хлорид-иона 10 г/л).As components of the mixture used the original flotation concentrate and sodium chloride (concentration of chloride ion 10 g / l).
Компоненты смеси взвешивали на лабораторных весах и усредняли, готовую смесь помещали в автоклав. В автоклав загружали заданный объем воды в соотношение Ж:Т=2:1 с концентрацией серной кислоты 10 г/л и нагревали при перемешивании до заданной температуры 200-220°С. По достижении заданной температуры в автоклав подавали кислород, парциальное давление которого устанавливали 2,43,0 МПа и начинали сбрасывать абгазы с расходом 100-200 мл/мин. Момент начала подачи кислорода принимали за начало опыта. Окончанием опыта по автоклавному окислению считали момент прекращения подачи кислорода. Полученную окисленную пульпу фильтровали для отделения раствора от выщелоченного осадка. Оставшийся кек промывали водой с помощью противоточной декантацией, сушили при комнатной температуре и взвешивали. После фильтрования в маточном растворе определяли содержание золота, серной кислоты и содержание железа двух- и трехвалентного. Раствор после автоклавного выщелачивания направляли на извлечение золота активированным углем. Конечные продукты опытов (кеки автоклавного окисления, раствор после выщелачивания, раствор после сорбции и насыщенный уголь) анализировали на содержание элементов пробирными и химическими методами анализа.The components of the mixture were weighed on a laboratory balance and averaged, the finished mixture was placed in an autoclave. A predetermined volume of water was loaded into the autoclave in a ratio W: T = 2: 1 with a sulfuric acid concentration of 10 g / L and heated with stirring to a predetermined temperature of 200-220 ° C. Upon reaching the set temperature, oxygen was supplied to the autoclave, the partial pressure of which was set to 2.43.0 MPa, and the gases began to discharge at a flow rate of 100-200 ml / min. The moment of the beginning of oxygen supply was taken as the beginning of the experiment. The end of the autoclave oxidation experiment was considered to be the moment the oxygen supply ceased. The resulting oxidized pulp was filtered to separate the solution from the leached precipitate. The remaining cake was washed with water using countercurrent decantation, dried at room temperature and weighed. After filtering in the mother liquor, the content of gold, sulfuric acid and the iron content of divalent and trivalent were determined. The solution after autoclave leaching was directed to the extraction of gold with activated carbon. The final products of the experiments (autoclave oxidation cakes, solution after leaching, solution after sorption and saturated coal) were analyzed for the content of elements by assay and chemical analysis methods.
При переработке флотоконцентрата по способу-прототипу извлечение золота достигает 67,2 %.When processing flotation concentrate according to the prototype method, the extraction of gold reaches 67.2%.
Сравнение достигнутых показателей от использования заявляемого и известного способов переработки концентрата А представлено в табл. 3.A comparison of the achieved indicators from the use of the claimed and known methods of processing concentrate A is presented in table. 3.
Таблица 3. Сравнительные данные переработки концентрата А.Table 3. Comparative data on the processing of concentrate A.
Данные, приведенные в табл. 3, показывают, что использование заявляемого способа позволяет увеличить степень извлечения золота на активированный уголь при переработке концентратов (с 67,2 до 88,7%) и существенно сократить общие затраты на их переработку за счет снижения количества технологических операций.The data given in table. 3, show that the use of the proposed method allows to increase the degree of extraction of gold on activated carbon in the processing of concentrates (from 67.2 to 88.7%) and significantly reduce the total cost of their processing by reducing the number of technological operations.
- 3 017438- 3 017438
Источники информацииInformation sources
1. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2 томах. - Иркутск: ОАО Иргиредмет, 1999. Т.1. - С.212-266.1. Lodeishchikov VV Technology for the extraction of gold and silver from refractory ores: in 2 volumes. - Irkutsk: OAO Irgiredmet, 1999. V.1. - S.212-266.
2. Патент №6461577 США, МКИ С22В 11/00. Т\го 81аде Ыо1еасЫид о£ 8и1рЫй1е ша1спа1 согИашшд агкешс / В. Ьтбйгот, А. §апЙ81гот, ТЕ. ΞιιηάΚνίκΙ. - Заявл. 18.04.2000; опубл. 08.10.2002, НКИ 09/551.575.2. US patent No. 6461577, MKI C22B 11/00. This is due to the fact that I have been sent to the University of St. Petersburg. ΞιιηάΚνίκΙ. - Declared. 04/18/2000; publ. 10/08/2002, NKI 09 / 551.575.
3. Патент №5071477 США, МКИ С22В 3/44. Ргосекк £ог гесоуегу о£ до1й 1гот ге£гас1огу огек / К.С.ТНотак, Н.Г Р|е1ег5е. В.Е. Вгетеег. К.8. Ггакег; Атепсап Ватск Векоигсек Согр. о£ Тогоп1о. № 518125; Заявл. 03.05.90; опубл. 10.12.91, НКИ 75/744.3. US patent No. 5071477, MKI C22B 3/44. Rgosekk ог og оу оу о о о гот гот гот гот гот ас ас ас ас ог ек / / / K.S.Tnotak, N.G. P | e1eg5e. V.E. Vgheteg. K.8. Ggakeg; Atepsap Vatsk Vekoigsek Sogr. £ ог ог оп 1. No. 518125; Claim 05/03/90; publ. 12/10/91, NKI 75/744.
4. Патент №2007/143807 \УО, МКИ С22В 3/04. Весус11пд о£ коййк ίη ох1-йайуе ргеккиге 1еасЫпд о£ те!а1к икшд Наййе юпк / С.А. Иетшд, о£ Уапсоиуег. - № 000842; Заявл. 11.05.2007; Опубл. 21.12.2007, НКИ 60/800,044 - прототип.4. Patent No. 2007/143807 \ UO, MKI C22B 3/04. Wesus11pd o £ koyik ίη oh1-ййуе ргеккиге 1еасЫпд о £ те! А1к икшд Nayye yupk / S.A. Yetshd, o £ Wapsoyueg. - No. 000842; Claim 05/11/2007; Publ. 12/21/2007, NKI 60 / 800,044 - prototype.
5. Металлургия благородных металлов: Учебник. В 2-х кн. Кн. 2 / Ю.А. Котляр, М.А. Меретуков, Л.С. Стрижко - М.: МИСИС, Издательский дом Руда и Металлы, 2005, с. 61-64.5. Metallurgy of precious metals: a Textbook. In 2 kn. Prince 2 / Yu.A. Kotlyar, M.A. Meretukov, L.S. Strizhko - M .: MISIS, Publishing House Ore and Metals, 2005, p. 61-64.
Claims (6)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| EA200901228A EA017438B1 (en) | 2009-09-02 | 2009-09-02 | Method for treatment of precious metals and sulphide-bearing raw materials |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| EA200901228A EA017438B1 (en) | 2009-09-02 | 2009-09-02 | Method for treatment of precious metals and sulphide-bearing raw materials |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200901228A1 EA200901228A1 (en) | 2011-04-29 |
| EA017438B1 true EA017438B1 (en) | 2012-12-28 |
Family
ID=44356306
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200901228A EA017438B1 (en) | 2009-09-02 | 2009-09-02 | Method for treatment of precious metals and sulphide-bearing raw materials |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| EA (1) | EA017438B1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2625146C2 (en) * | 2015-11-03 | 2017-07-11 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method of extracting precious metals from forged gold-sulfide raw material |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5071477A (en) * | 1990-05-03 | 1991-12-10 | American Barrick Resources Corporation of Toronto | Process for recovery of gold from refractory ores |
| RU2049192C1 (en) * | 1991-10-28 | 1995-11-27 | Вячеслав Ильич Петроченко | Device for placing concrete |
| RU2268316C1 (en) * | 2005-01-24 | 2006-01-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Геохим" | Method of sorption leaching of metals at reduced reagent treatment |
| WO2007143807A1 (en) * | 2006-05-15 | 2007-12-21 | International Pgm Technologies | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions |
-
2009
- 2009-09-02 EA EA200901228A patent/EA017438B1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5071477A (en) * | 1990-05-03 | 1991-12-10 | American Barrick Resources Corporation of Toronto | Process for recovery of gold from refractory ores |
| RU2049192C1 (en) * | 1991-10-28 | 1995-11-27 | Вячеслав Ильич Петроченко | Device for placing concrete |
| RU2268316C1 (en) * | 2005-01-24 | 2006-01-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Геохим" | Method of sorption leaching of metals at reduced reagent treatment |
| WO2007143807A1 (en) * | 2006-05-15 | 2007-12-21 | International Pgm Technologies | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2625146C2 (en) * | 2015-11-03 | 2017-07-11 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method of extracting precious metals from forged gold-sulfide raw material |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EA200901228A1 (en) | 2011-04-29 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2650043C (en) | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions | |
| PH12016501502B1 (en) | Scandium recovery method | |
| EP1727916B1 (en) | Recovery of metals from oxidised metalliferous materials | |
| CA2639796A1 (en) | Process for recovering iron as hematite from a base metal containing ore material | |
| AU2015351446A1 (en) | Method for recovering high-purity scandium | |
| CA2987795C (en) | Recovery of copper from arsenic-containing process feed | |
| US9194023B2 (en) | Recovery of gold from roaster calcine leach tailings | |
| RU2385959C1 (en) | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores | |
| US8361191B2 (en) | Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores | |
| EA017438B1 (en) | Method for treatment of precious metals and sulphide-bearing raw materials | |
| RU2628946C2 (en) | PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE | |
| RU2532697C2 (en) | Method of processing silver-containing concentrates | |
| US3781405A (en) | Method of removing dissolved ferric iron from iron-bearing solutions | |
| RU2547056C1 (en) | Method of processing of feed stock containing precious metals and sulphides | |
| AU2011235562A1 (en) | Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores | |
| WO2011120127A1 (en) | Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores | |
| RU2393243C2 (en) | Method of processing mineral material | |
| RU2744291C1 (en) | Method of extraction of copper (i) oxide cu2o from multicomponent sulfate solutions of heavy non-ferrous metals | |
| RU2625146C2 (en) | Method of extracting precious metals from forged gold-sulfide raw material | |
| CN103695648B (en) | A kind of method that in zinc wet smelting process, lead smelting gas separates with iron vitriol slag | |
| Lopez et al. | Copper and cyanide recovery from barren leach solution at the gold processing plant | |
| RU2342446C2 (en) | Method of extraction of nonferrous and noble metals, mainly copper and gold, from sulfur waste | |
| RU2252270C1 (en) | Method for reprocessing of fused copper-nickel sulfide ores containing cobalt, iron and platinum group metals | |
| EP2904126B1 (en) | Method for recovery of silver from sulphur-containing zinc leach residues | |
| Snyders et al. | Investigating the behaviour of PGEs during first-stage leaching of a Ni-Fe-Cu-S converter matte |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY MD TJ TM |