BG61002B1 - Method for the extraction of precious metals from oxide ores - Google Patents
Method for the extraction of precious metals from oxide ores Download PDFInfo
- Publication number
- BG61002B1 BG61002B1 BG98365A BG9836594A BG61002B1 BG 61002 B1 BG61002 B1 BG 61002B1 BG 98365 A BG98365 A BG 98365A BG 9836594 A BG9836594 A BG 9836594A BG 61002 B1 BG61002 B1 BG 61002B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- amino acids
- thiosulphate
- ore
- leaching
- precious metals
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретението се отнася до метод за извличане на благородни метали от окисни руди, който намира приложение в биохидрометалургията.The invention relates to a method for the extraction of precious metal ores, which is used in bio-hydrometallurgy.
ПРЕДШЕСТВАЩО СЪСТОЯНИЕ НА ТЕХНИКАТАBACKGROUND OF THE INVENTION
Известните методи могат да бъдат обособени в три групи: химични, биологични и химикобиологични. Общ признак на тези методи е, че те се основават на излугване на рудите с разтвори, съдържащи химични и/или биологични окислители и комплексиращи агенти по отношение на нативното злато и сребро. Окислителите привеждат нативните благородни метали в йонна форма, а комплексиращите агенти ги свързват в стабилни комплекси.The known methods can be divided into three groups: chemical, biological and chemico-biological. A common feature of these methods is that they are based on leaching of ores with solutions containing chemical and / or biological oxidants and complexing agents with respect to native gold and silver. The oxidants bring the native precious metals into ionic form, and the complexing agents bind them to stable complexes.
Най-широко разпространение от този тип методи има цианидният метод /1/, при който окислението на благородните метали се извършва в алкална среда /най-често от молекулния кислород/, като получените йони се свързват във водноразтворими цианидни комплекси посредством съдържащите се в излугващите разтвори цианиди /най-често се използват ΝβΟΝ и Са(С1Ч)2, а понякога КСН/.П редукционните разтвори се третират чрез различни методи / сорбция с активен въглен, йонообменни смоли, циментация с цинк/ за извличане на благородните метали от комплексите. Основен недостатък на този метод се явява високата токсичност на цианидите и възникващите във връзка с това екологични проблеми.The most widespread of this type of methods is the cyanide method (1) in which the precious metal oxidation is carried out in an alkaline medium (most commonly molecular oxygen), the resulting ions being bound to water-soluble cyanide complexes by means of the leachable solutions cyanides are most often used with NaOH and Ca (Cl) 2 and sometimes KCH. The reduction solutions are treated by various methods (sorption with activated carbon, ion exchange resins, zinc cementation) to extract the precious metals from the complexes. A major drawback of this method is the high toxicity of cyanide and the resulting environmental problems.
Известен е и химичен метод за излугване на благородни метали чрез разтвори на тиосулфат като комплексиращ агент /2/. Този метод се прилага в различни варианти, като най-удачният от тях се характеризира с наличие на медни и сулфитни йони в излугващия разтвор /3/, играещи роля при окислението и комплексирането на благородните метали и стабилизирането на тиосулфата. Недостатъци на метода са сравнително тясната зона на стабилност на тиосулфатните комплекси със златото и среброто, трудното окисление на тези метали в алкална среда поради високия им корозионен потенциал и отсъствие на подходящи окислители, разграждането на тиосулфата, особени при ниско съотношение между концентрацията на този йон и тази на медните йони в излугващия разтвор.Also known is a chemical method for leaching precious metals by solutions of thiosulphate as a complexing agent (2). This method is applied in various embodiments, the most suitable of which is characterized by the presence of copper and sulphite ions in the leach solution (3), which play a role in the oxidation and complexation of precious metals and the stabilization of thiosulphate. The disadvantages of the process are the relatively narrow zone of stability of the thiosulphate complexes with gold and silver, the difficult oxidation of these metals in alkaline environment due to their high corrosion potential and the absence of suitable oxidants, the decomposition of thiosulphate, especially in the low ratio of the concentration of this ion that of the copper ions in the leach solution.
Биологичните методи се характеризират с развитие на подходящи микроорганизми в присъствие на излугваните руди, като благородните метали се извличат в резултат на действието на секретирани микробни метаболити с различна природа. Най-удачно е използването на някои хетеротрофни бактерии /главно от род ВасШиз/, които при развитието си в хранителна среда, съдържаща подходящ органичен източник на въглерод и енергия /захари, протеини и т.н./, секретират два типа метаболитни продукти: прекиси, окисляващи нативните благородни метали до йонна форма, и аминокиселини, свързващи разтворените метали в стабилни комплекси /4/. В тези случаи хранителната среда играе ролята на излугващ разтвор. Основен недостатък на този тип въздействия е невъзможността те да се осъществяват ефикасно в реални промишлени условия, при които полезната микрофлора изцяло или частично се измества от различни контаминанти, развиващи се за сметка както на първоначалния органичен източник на въглерод и енергия в средата, така и на секретираните аминокиселини. Освен това излугването може да се извършва в сравнително тесните физиологични граници на основните физико-химични параметри, а скоростта и степента на извличане на благородните метали обикновено не са високи.Biological methods are characterized by the development of appropriate microorganisms in the presence of leached ores, the noble metals being extracted as a result of the action of secreted microbial metabolites of different nature. The most useful is the use of certain heterotrophic bacteria (mainly Vaschis), which, when grown in a nutrient medium containing a suitable organic source of carbon and energy (sugars, proteins, etc.), secrete two types of metabolic products: , oxidizing native precious metals to ionic form, and amino acids linking dissolved metals to stable complexes (4). In these cases, the nutrient medium acts as leachable solution. A major drawback of this type of impacts is the inability to perform efficiently under real industrial conditions in which the beneficial microflora is wholly or partly displaced by different contaminants at the expense of both the original organic carbon source and energy in the environment, secreted amino acids. In addition, leaching can be performed in the relatively narrow physiological range of the basic physico-chemical parameters, and the rate and rate of extraction of noble metals are generally not high.
Комбинираните химико-биологични методи се характеризират с използване на различни химични реагенти и микробни метаболити в разнообразни комбинации и съотношения. Най-удачни в тази насока на благородните метали /калиев перманганат, различни прекиси, реагентът оксон и т.н/ и микробни културални течности, съдържащи секретирани аминокиселини, или белтъчни хидролизати, получени след хидролиза на микробна биомаса. Особено ефикасно от икономическа гледна точка е използването на биологични разтвори, явяващи се отпадъци от различни биотехнологични производства, например киселинен белтъчен хидролизат от биомаса на дрожди от вида РюШа тетЬгапаеГас1епз /отпадък от производство на цитохром С/, киселинен белтъчен хидролизат от биомаса на дрожди от вида 8ассЬаготусезCombined chemical-biological methods are characterized by the use of various chemical reagents and microbial metabolites in a variety of combinations and ratios. The most suitable in this respect of noble metals / potassium permanganate, various peroxides, the oxon reagent, etc. and microbial culture liquids containing secreted amino acids or protein hydrolysates obtained after hydrolysis of microbial biomass. Especially efficient from an economic point of view is the use of biological solutions which are waste from various biotechnological processes, for example acidic hydrolyzate from yeast biomass of the genus Phytase tetraphagas gypsum (cytochrome C) waste, acidic yeast hydrolyzate of yeast biomass 8ассЬаготусез
1асб$ /отпадък от производство на ензима супероксид дисмутаза/ и т.н. рН на тези разтвори се довежда до слабоалкилната област /обикновено в границите В - 10/, където комплексите на златото и среброто с аминокиселините са най-стабилни, след което се добавя химичният окислител на тези метали. Излугването с така приготвените разтвори може да се проведе като с фино смляна руда в реактори с механично разбъркване, така и с по-едра руда в халди с подходяща форма и размери. Продукционните разтвори, съдържащи разтворените благородни метали, се преработват ефикасно чрез циментация с цинк, но останалите конвенционални методи /сорбция върху активен въглен, йонообмен/ също могат да бъдат използвани./ RTI > / waste from production of the enzyme superoxide dismutase / etc. The pH of these solutions is brought to a weakly alkaline region (typically within the range of B-10) where the complexes of gold and silver with the amino acids are most stable, and then the chemical oxidant of these metals is added. Leaching with the so-prepared solutions can be carried out as a fine-grained ore in mechanically stirred reactors, or with a coarse ore in chalky of a suitable shape and size. Production solutions containing dissolved precious metals are processed efficiently by zinc cementation, but the other conventional methods (activated charcoal, ion exchange) can also be used.
Недостатъци на посочения метод са не особено високата скорост на извличане на благородните метали от рудите /съизмерима с тази при цианирането/, нерационалния разход на окислители и комплексиращи агенти / поради частичното разграждане на аминокиселините от добавените химични оксислители/, както и не особено високата стабилност на комплексите на благородните метали с аминокиселините.Disadvantages of this method are the notably high rate of extraction of noble metals from ores (commensurate with cyanation), the irrational consumption of oxidants and complexing agents (due to the partial decomposition of the amino acids from the added chemical oxidizers), as well as the notably high stability of the precious metals complexes with amino acids.
ТЕХНИЧЕСКА СЪЩНОСТ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТОSUMMARY OF THE INVENTION
Проблемът, който решава изобретението, е свързан с осигуряване на висока скорост и степен на извличането на златото и среброто, при използване на евтини и достъпни реагенти, които не са токсични за обслужващия персонал и околната среда.The problem solved by the invention is related to the provision of high speed and degree of gold and silver extraction using low-cost, affordable reagents that are not toxic to service personnel and the environment.
Методът за извличане на благородни метали от окисни руди се състои от излугване на рудите с разтвор с алкално рН /обикновено в границите 8 - 9/, в който ролята на окислителни на нативните благородни метали се изпълнява от разтворения молекулен кислород и куприйони, а като комплесиращи агенти за разтвореното злато и сребро се използват тиосулфат и аминокиселини от микробен произход. Оптималните концентрации на използваните реагенти се влияят в известна степен от състава и структурата на излугваните руди, но обикновено са в границите: за куприйони /внасяне под формата на Си8О4.5НгО/ - от 0,2 до 5 ®/1, за тиосулфат /внасян под формата на амониевата сол/ - от 10 до 200 £/1, за обща концентрация на аминокиселини - от 0,5 до 5 £/1. Като източник на аминокиселини особено подходящ е киселинен хидролизат от биомаса на дрождите ЗассНаготусез 1асб$, неутрализиран с натриева основа. Този хидролизат е отпадък от производството на ензима супероксид дисмутаза.The method for extracting precious metal from ores consists of leaching the ores with a solution of an alkaline pH (typically in the range 8-9), in which the role of oxidizing native precious metals is performed by the dissolved molecular oxygen and cupricones, but as a complexing agents for solubilized gold and silver use thiosulphate and amino acids of microbial origin. The optimal concentrations of the reagents used are influenced to a certain extent by the composition and structure of the leached ores, but are generally in the range of: for cuppers / casting in the form of SiO 4 ( 0.5 H 2 O) - from 0.2 to 5/1 for thiosulphate / (in the form of the ammonium salt), from 10 to 200 g / l, for a total amino acid concentration of 0.5 to 5 g / l. As an amino acid source, acid hydrolyzate from yeast Saccharomyces cerevisiae, neutralized with sodium hydroxide, is particularly suitable. This hydrolyzate is a waste from the production of the enzyme superoxide dismutase.
Излугването с посочения разтвор може да се осъществи както в халди, формирани от руда с подходяща едрина /обикновено - 15 шт/, така и в реактори с механично разбъркване, в които се излугва фино смляна руда /обикновено с едрина - 0,1 шш/. Оптималната температура за протичане на излугването е в границите от 50 до 55°С, но процесът протича с всички скорости и при значително по-ниски температури /дори около 10°С/, което прави прилагането на излугването в халди възможно през значителна част от годината при умерен и дори по-хладен климат.The leaching of the said solution can be carried out in both chalds formed of ore of a suitable size (usually 15 mm) and in mechanically stirred reactors in which leached ore (usually 0.1 mm / . The optimum leaching temperature is in the range of 50 to 55 ° C but the process proceeds at all speeds and at significantly lower temperatures (even around 10 ° C), which makes leaching leaching possible in a significant part of the year in moderate and even cooler climates.
Продукционните разтвори, съдържащи разтворените благородни метали, се преработват най-ефективно чрез циментация с метален цинк, в резултат на която се получава съответен концентрат /златен, сребърен или златносребърен в зависимост от състава на рудата/. Концентратите могат да се преработват чрез конвенционални хидро- и пирометалургични методи за получаване на чисто злато и/или сребро.Production solutions containing dissolved precious metals are processed most effectively by metal zinc cementation, resulting in a corresponding concentrate (gold, silver or golden silver depending on the composition of the ore). Concentrates can be processed by conventional hydro and pyrometallurgical processes to produce pure gold and / or silver.
След циментацията разтворите се регенерират за довеждане на състава им до желаните стойности на отделните компоненти и се рециклират в технологичната схема за по-нататъшно излугване на вече частично излужената руда или за излугване на нови партиди руда. След приключване на излугването рудата се промива с вода, промивните води се третират чрез циментация с метален цинк и се използват за изготвяне на свеж излугващ разтвор, а промитата руда се депонира в отпадъкохранилища.After the cementation the solutions are regenerated to bring their composition to the desired values of the individual components and are recycled in the process scheme for further leaching of the already partially leached ore or leaching new batches of ore. After the leaching is complete, the ore is washed with water, the washes are treated by metal zinc cementation and used to produce a fresh leachate solution and the washed ore is deposited in the waste ponds.
Методът съгласно изобретението има следните предимства:The method according to the invention has the following advantages:
- осигурява протичането на процеса на извличане на благородните метали от окисните руди с висока скорост;- ensures the process of extraction of precious metals from the high-speed oxidized ores;
- постига се висока степен на извличане на благородните метали, като се атакуват същите фази на минерализация на тези метали, както и при конвенционалните хидрометалургични методи;- a high degree of extraction of precious metals is achieved by attacking the same mineralization phases of these metals as with conventional hydrometallurgical methods;
- като комплексиращ агент за разтворените благородни метали, наред с тиосулфата, се използва евтин и достъпен отпадъчен продукт;- as a complexing agent for dissolved precious metals, together with thiosulphate, an inexpensive and accessible waste product is used;
- разходите на тиосулфат и медни йони са по-ниски от тези при химично излугване без аминокиселини;- the cost of thiosulphate and copper ions are lower than those of chemical leaching without amino acids;
- разтворените благородни метали в продукционните разтвори не се утаяват спонтанно за продължителен период от време;- the dissolved precious metals in the production solutions do not settle spontaneously for an extended period of time;
- методът е безвреден за обслужващия персонал и околната среда.- the method is harmless to the operating personnel and the environment.
ПРИМЕРИ ЗА ИЗПЪЛНЕНИЕ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТОEXAMPLES FOR IMPLEMENTATION OF THE INVENTION
1. Пример 1. На излугване е подложена проба от златоносна окисна руда от находище Габерово. Полезните компоненти в рудата са златото и среброто, чието съдържание е съответно 2,3 β/Μβ и 19,3 β/Μβ. Основен минерал на вместващата скала е кварц, а благородните метали са акумулирани главно в порьозни железни и манганови хидроокиси, които са локализирани предимно в микропукнатини на кварца. 7,10% от златото и 27,10% от среброто са финодиспергирани в сулфидни и силикатни минерали и не могат да бъдат извлечени чрез хидрометалургични и биотехнологични методи.1. Example 1 A sample of gold oxide ore from the Gabrovo deposit is subjected to leaching. The useful components in the ore are gold and silver, whose content is 2.3 w / w and 19.3 w / w respectively. The base minerals of the incoming rock are quartz, and precious metals are mainly accumulated in porous iron and manganese hydroxides, which are mainly located in microcracks of quartz. 7.10% of gold and 27.10% of silver are finely dispersed in sulphide and silicate minerals and can not be extracted by hydrometallurgical and biotechnological methods.
Излугването на рудата се провежда в колона от поливинил хлориди с височина 1800 тт и вътрешен диаметър 315 тт. Колоната има фалшиво дъно, приемник за дрениралите продукционни разтвори и съд за дозирано подаване на излугващия разтвор към рудата в колоната. Колоната съдържа 150 к§ руда с едрина - 20 тт. Излугването се провежда в затворена схема като продукционният разтвор от приемника постъпва в колонен циментатор с цинкови стружки за извличане на разтворените благородни метали. След циментатора разтворът постъпва в регенератор, в който концентрациите на реагенти и обемът му се довеждат до желаните нива и така приготвеният излугващ разтвор постъпва в съд за дозирано подаване към рудата в колоната. Използва се излугващ разтвор със следния състав: тиосулфат /добавен като амониева сол/ - 25 β/Ι, куприйони /добавени като меден сулфат/ 1 β/1, микробен хидролизат от ЗассЬаготусез 1асЙ5 /съдържание на общ белтък 36,84% и на общ азот - 5,89% - 1 β/1, рНThe leaching of the ore is carried out on a column of polyvinyl chloride having a height of 1800 mm and an inner diameter of 315 mm. The column has a false bottom, a receiver for the drained production solutions, and a container for dispensing the leach solution to the ore in the column. The column contains 150 kg of ore - 20 mm. The leaching is carried out in a closed circuit, as the production solution from the receiver enters into a column cementiser with zinc chips to extract the precious precious metals. After the cement, the solution enters a regenerator in which the reagent concentrations and volume are brought to the desired levels, and the thus prepared leach solution is introduced into a dosing vessel for the ore in the column. A leach solution of the following composition is used: thiosulphate (added as ammonium salt) - 25 g / l, cupriones / added as copper sulphate (1 g / l), Microbial hydrolyzate from Caesarean solanacearum / total protein content 36.84% nitrogen - 5.89% - 1 w / 1, pH
8,5 - 9,0 /поддържа се с амоняк/. Норма и режим на оросяване на рудата - ежедневно с по 120 1 разтвор/Μβ руда. Излугването се провежда при температура в границите от 16 - 18°С.8.5 - 9.0 (maintained with ammonia). Norm and dew-rate regime - daily with 120 l solution / Mg ore. Leaching is carried out at a temperature in the range of 16-18 ° C.
Рециклираните разтвори се анализират ежедневно в трите основни пункта на технологичната схема: преди постъпване в колоната с руда, след изтичане от колоната /преди циментация/ и след циментация. Контролират се следните параметри: обем на разтвора, рН, температура, съдържание на злато, сребро, тиосулфат, аминокиселини.Recycled solutions are analyzed daily at the three main points of the flow chart: before entering the ore column, after leaching from the column (before cementation) and after cementation. The following parameters are monitored: solution volume, pH, temperature, content of gold, silver, thiosulphate, amino acids.
Съдържанието на разтворените благородни метали се определят чрез плазмена и атомноабсорбционна спектроскопия. След приключване на излугването остатъчните съдържания на благородни метали в рудата се определят чрез купелуване.The content of dissolved precious metals is determined by plasma and atomic absorption spectroscopy. Upon completion of the leaching, the residual precious metal content of the ore is determined by coupling.
В резултат на излугването за 35 дни са извлечени 82,4% от златото и 62,6% от среброто в рудата. При контролно излугване с цианид за същото време са извлечени 77,0% от златото и 58,5% от среброто. При контролно излугване с разтвор на тиосулфат /25 β/1/ и медни йони /1 β/1/ са извлечени 75,2% от златото и 52,1% от среброто, а при контролно излугване с разтвор на аминокиселини /5 β/1/ и КМпО4 /5 β/1/ - 68,4% от златото и 50,5% от среброто за същия период от време /35 дни/.As a result of leaching for 35 days, 82.4% of gold and 62.6% of silver in ore were extracted. With cyanide leaching control, 77.0% of gold and 58.5% of silver were extracted at the same time. A 75.2% gold and 52.1% silver extraction was extracted from the control leaching with thiosulphate solution (25 b / 1) and copper ions (1 b / 1), and in control leaching with a solution of amino acids (5 b) 1 / and KMnO 4/5 β / 1 / - 68.4% gold and 50.5% silver from the same period of time / 35 days /.
Разходът на тиосулфат при излугването е 3,7 кя/Μβ руда, а на мед - 0,41 кв/Μβ руда, докато разходите на тези реагенти при химично излугване с тиосулфат и мед са съответноThe consumption of thiosulphate in leaching is 3.7 kJ / ore ore, and copper - 0.41 sq. / Mg ore, while the cost of these chemical leaching reagents with thiosulphate and copper are respectively
4,4 и 0,53 кв/Μβ руда.4.4 and 0.53 sq / min ore.
Пример 2. На излугване по начина, описан в пример 1, е подложена проба от златоносна окисна руда от находище Петелово. Рудата съдържа 1,2 β/Μβ злато и 6,2 β/Μβ сребро. Основният минерал е кварц, а благородните метали се съдържат главно в железни хидроокиси. Фазовият анализ на рудата показва, че 10,80% от златото и 21,50% от среброто са финодиспергирани в сулфидни и силикатни минерали.Example 2 A leachate in the manner described in Example 1 is subjected to a sample of gold oxide ore from the Pettelovo deposit. The ore contains 1.2 w / w of gold and 6.2 w / w of silver. The main mineral is quartz, and precious metals are mainly contained in iron hydroxides. Phase analysis of the ore indicates that 10,80% of gold and 21,50% of silver are finely dispersed in sulphide and silicate minerals.
За 35 дни са извлечени 77,4% от златото и 66,4% от среброто от рудата. При контролно узлугване с разтвор на аминокиселини /5 β/1/ и КМпО4 /5 β/1/ са извлечени 64,4% от златото и 55,9% от среброто. При контролно излугване с разтвор на тиосулфат /25 β/1/ и медни йони /1 β/1/ са извлечени 71,0% от златото и 56,1% от среброто, като разходът на тиосулфат е по-висок /4,8 кβ/Μβ за контролата и 4,1 кβ/Μβ за експеримента/.For 35 days, 77.4% of the gold and 66.4% of the silver from the ore were extracted. In control uzlugvane Amino acid solution / 5 β / 1 / and KMnO 4/5 β / 1 / are extracted 64.4% of gold, and 55.9% of the silver. In the controlled leaching with thiosulphate solution (25 b / 1) and copper ions (1 b / 1), 71.0% of gold and 56.1% of silver were extracted, the thiosulphate consumption being higher / 4.8 kb / Me for the control and 4.1 kb / Me for the experiment).
Пример 3. Руда от находище Габерово (вж. пример 1) се излугва в реактор с механич4 но разбъркване. Рудата е с едрина - 0,1 тт. Реакторът съдържа 500 ш1 излугващ разтвор със състав: тиосулфат /амониев/ 100 β/1, куприйони /меден сулфат/ - 3 β/1, микробен хидролизат 3 β/1, рН 8,5 - 9,0 /поддържа се с амоняк/ и 150 β руда. Излугването се провежда при скорост на разбъркване на пулпа 300 об. / ηιϊπ и температура 27°С. За 12 Ь са извлечени 90,1 % от златото и 70,7% от среброто от рудата. При контролно излугване с цианид са извлечени 87,8% от златото и 68,6% от среброто, а при контролно излугване с тиосулфат и куприйони - 84,8% от златото и 67,1% от среброто.Example 3 Ore from the Gaberovo field (see Example 1) was leached into a mechanically stirred reactor. The ore has a particle size of 0.1 mm. The reactor contains 500 ml of leach solution with composition: thiosulfate / ammonium (100 g / l), cupriones (copper sulphate) - 3 g / l, microbial hydrolyzate 3 g / l, pH 8.5-9.0 (maintained with ammonia) and 150 bp. Leaching is carried out at a pulp agitation rate of 300 vol. / min at 27 ° C. For 12 b, 90.1% of gold and 70.7% of silver are extracted from the ore. 87.8% of gold and 68.6% of silver are extracted from cyanide leaching, and 84.8% of gold and 67.1% of silver in controlled leaching with thiosulphate and cuprions.
Пример 4. През 1993 г в близост от флотационната фабрика “Елшица” е изградена пилотна инсталация за излугване на благородни метали от златоносни руди от находище Петелово. На бетонна площадка е насипна халда с форма на пресечена пирамида. Халдата съдържа 415 ί руда с изходно съдържание на злато 2,2 β/Μβ и на сребро 10,5 β/Μβ. Рудата е с едрина 90% - 30 тт.Example 4 In 1993 near the flour factory "Elshitsa" a pilot installation for leaching of precious metals from gold-bearing ores from the Pettelovo deposit was built. On a concrete site is loose chalda in the form of a truncated pyramid. The chalda contains 415 liters of ore with a gold content of 2.2 w / w and silver of 10.5 w / w. The ore is 90 to 30 mm thick.
Излугването на рудата започва с алкализиарнето на киселинногенериращите й компоненти /сулфатна сяра, пирит и други сулфиди/ посредством варови разтвори. След достигане на рН в алкалната област /рН от 8 - 9/ се започва излугването на благородните метали посредством разтвори, съдържащи амониев тиосулфат, белтъчен хидролизат от микробен произход и медни йони. Продукционните разтвори са третирани чрез циментация с метален цинк. За 32 дни са извлечени 36,39% от златото и 27,50% от среброто в рудата.Leaching of the ore begins with alkalizing its acidifying components (sulphate, pyrite and other sulphides) by lime solutions. Upon reaching the alkaline pH (pH 8-9), precious metal leaching begins with solutions containing ammonium thiosulphate, protein hydrolyzate of microbial origin and copper ions. The production solutions are treated by metal zinc cementation. In 32 days, 36.39% of gold and 27.50% of silver in the ore were recovered.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| BG98365A BG61002B1 (en) | 1994-01-10 | 1994-01-10 | Method for the extraction of precious metals from oxide ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| BG98365A BG61002B1 (en) | 1994-01-10 | 1994-01-10 | Method for the extraction of precious metals from oxide ores |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| BG98365A BG98365A (en) | 1995-08-28 |
| BG61002B1 true BG61002B1 (en) | 1996-08-30 |
Family
ID=3925548
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG98365A BG61002B1 (en) | 1994-01-10 | 1994-01-10 | Method for the extraction of precious metals from oxide ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| BG (1) | BG61002B1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20140212346A1 (en) * | 2011-08-15 | 2014-07-31 | Her Majesty The Queen in Right of Canada as Repres ented by the Minister of Natural Resources Canada | Process of leaching precious metals |
| US10480046B2 (en) * | 2013-09-04 | 2019-11-19 | Curtin University Of Technology | Process for copper and/or precious metal recovery |
-
1994
- 1994-01-10 BG BG98365A patent/BG61002B1/en unknown
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20140212346A1 (en) * | 2011-08-15 | 2014-07-31 | Her Majesty The Queen in Right of Canada as Repres ented by the Minister of Natural Resources Canada | Process of leaching precious metals |
| US9150942B2 (en) * | 2011-08-15 | 2015-10-06 | Her Majesty The Queen In Righat Of Canada As Represented By The Minister Of Natural Resources Canada | Process of leaching precious metals |
| US10480046B2 (en) * | 2013-09-04 | 2019-11-19 | Curtin University Of Technology | Process for copper and/or precious metal recovery |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| BG98365A (en) | 1995-08-28 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Abbruzzese et al. | Biological and chemical processing of low-grade manganese ores | |
| Tuovinen et al. | Use of micro-organisms for the recovery of metals | |
| CA1200395A (en) | Simultaneous leaching and cementation of precious metals | |
| CN105861852B (en) | A method of without cyanidation gold-extracted | |
| Jha | Refractoriness of certain gold orestocyanidation: Probable causes and possible solutions | |
| RU2385959C1 (en) | Method of gold extraction from sulphide gold-bearing ores | |
| KR102619635B1 (en) | Method for selective recovery of copper and gold from waste printed circuit boards | |
| Langhans et al. | Biooxidation of an arsenic-bearing refractory gold ore | |
| CA2438605A1 (en) | A method for the bacterially assisted heap leaching of chalcopyrite | |
| CN108103310A (en) | A kind of chlorine dioxide method for pre-oxidizing containing sulfur gold ore | |
| RU2234544C1 (en) | Method of reworking of auriferous arsenical ores and concentrates | |
| KD et al. | Bio-assisted leaching of copper, nickel and cobalt from copper converter slag | |
| US5279803A (en) | Precious metal recovery process from carbonaceous ores | |
| CN114058867A (en) | Chlorine dioxide gold leaching method for preparing leaching agent in ore pulp | |
| CN110642348B (en) | Method for treating cyanide-containing wastewater by complexing-ion flotation method | |
| BG61002B1 (en) | Method for the extraction of precious metals from oxide ores | |
| RU2342446C2 (en) | Method of extraction of nonferrous and noble metals, mainly copper and gold, from sulfur waste | |
| CN103466686A (en) | Method for quickly removing arsenic in zinc oxide with high arsenic content and producing zinc sulfate by using zinc ash and sodium peroxycarbonate of iron and steel plant | |
| RU2336343C1 (en) | Method of extraction metals out of complex ores, containing precious metals | |
| Romano et al. | Reactivity of a molybdenite concentrate against chemical or bacterial attack | |
| Kanayev et al. | Biooxidation of gold-bearing sulfide ore and subsequent biological treatment of cyanidation residues | |
| Yang et al. | Selective leaching of silver-rich residue in NH4SCN solution under oxygen pressure | |
| RU2089637C1 (en) | Method of processing gold-arsenic concentrates | |
| Yannopoulos | Cyanidation of gold ores | |
| Spasova et al. | Leaching of gold from a polymetallic sulphide ore |