RU2704946C1 - Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation - Google Patents
Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation Download PDFInfo
- Publication number
- RU2704946C1 RU2704946C1 RU2019108158A RU2019108158A RU2704946C1 RU 2704946 C1 RU2704946 C1 RU 2704946C1 RU 2019108158 A RU2019108158 A RU 2019108158A RU 2019108158 A RU2019108158 A RU 2019108158A RU 2704946 C1 RU2704946 C1 RU 2704946C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- pulp
- copper
- cyanidation
- gold
- liquid phase
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения золота из медьсодержащего сульфидного сырья методом цианирования при перемешивании.The invention relates to the metallurgy of noble metals and can be used to extract gold from copper-containing sulfide raw materials by cyanidation with stirring.
Известен способ-аналог извлечения золота из медьсодержащих пульп и растворов методом угольной сорбции [1], в соответствии с которым в жидкой фазе пульпы поддерживают концентрацию цианида натрия не менее 0,5 г/л. Способ не может быть применен в случае выщелачивания золота при концентрации цианида натрия в жидкой фазе пульпы менее 0,5 г/л по соображениям экономической целесообразности.A known method is an analogue to the extraction of gold from copper-containing pulps and solutions by the method of coal sorption [1], according to which in the liquid phase of the pulp maintain a concentration of sodium cyanide of at least 0.5 g / L. The method cannot be applied in the case of gold leaching at a concentration of sodium cyanide in the liquid phase of the pulp less than 0.5 g / l for reasons of economic feasibility.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению является способ-прототип извлечения золота из медистых руд при пониженной концентрации NaCN на уровне 0,1-0,2 г/л [2]. Недостатком прототипа является сопутствующее извлечение меди в жидкую фазу пульпы, что вызывает затруднения при последующем обеззолачивании пульп (либо растворов) известными методами, такими как угольная и ионообменная сорбция, а также цементационное осаждение. В случае сорбции золота медь попутно извлекается на сорбент, снижая его емкость, что требует повышения общефабричного потока сорбента и как следствие увеличение потерь сорбента на истирание. В случае цементации золота медь попутно осаждается на металл-цементатор, вызывая его повышенный расход. Кроме указанных обстоятельств, в обоих случаях в конечном итоге образуются катодные и цементные осадки плохого качества - с повышенным содержанием меди, что снижает эффективность плавки золотосодержащих полупродуктов на металл Доре.Closest to the proposed invention is a prototype method for the extraction of gold from copper ores at a low concentration of NaCN at the level of 0.1-0.2 g / l [2]. The disadvantage of the prototype is the concomitant extraction of copper into the liquid phase of the pulp, which causes difficulties in the subsequent desoldering of the pulps (or solutions) by known methods, such as coal and ion exchange sorption, as well as cementation deposition. In the case of sorption of gold, copper is simultaneously extracted to the sorbent, reducing its capacity, which requires an increase in the general factory flow of the sorbent and, as a result, an increase in the loss of sorbent for attrition. In the case of gold cementation, copper is simultaneously deposited on the metal-cement, causing its increased consumption. In addition to these circumstances, in both cases, cathodic and cement deposits of poor quality — with an increased copper content — ultimately form, which reduces the efficiency of smelting gold-containing intermediates on Dore metal.
Основной задачей изобретения является снижение затрат на обеззолачивание продуктивных пульп и растворов, а также повышение качества осадков, направляемых, как правило, на плавку.The main objective of the invention is to reduce the cost of decontamination of productive pulps and solutions, as well as improving the quality of precipitation, usually directed to smelting.
Технический результат достигается тем, что NaCN подают только на операцию предварительного цианирования, в результате которой золото и медь оказываются извлечены в жидкую фазу пульпы, затем проводится кондиционирование пульпы путем ее агитации в течение 6-72 ч без подачи реагентов (цианида). При этом остаточный свободный цианид, имеющийся в жидкой фазе пульпы, постепенно и неминуемо расходуется на нецелевые химические реакции, в частности с образованием тиоцианатов (SCN-), цианатов (CNO-) и др. В результате снижения концентрации свободного цианида цианидные комплексы меди постепенно разрушаются, медь переходит в нерастворимую форму (например, в виде CuCN и CuSCN), и ее концентрация в жидкой фазе пульпы снижается. Золото при этом остается в жидкой фазе пульпы. При снижении концентрации меди в жидкой фазе пульпы снижается и ее извлечение на сорбент, что приводит к повышению качества насыщенного сорбента, катодных и цементных осадков, а в ряде случаев - к повышению извлечения золота.The technical result is achieved by the fact that NaCN is fed only to the preliminary cyanidation operation, as a result of which gold and copper are extracted into the liquid phase of the pulp, then the pulp is conditioned by agitation for 6-72 hours without supplying reagents (cyanide). In this case, the residual free cyanide present in the liquid phase of the pulp is gradually and inevitably spent on inappropriate chemical reactions, in particular with the formation of thiocyanates (SCN - ), cyanates (CNO - ), etc. As a result of a decrease in the concentration of free cyanide, copper cyanide complexes are gradually destroyed , copper goes into an insoluble form (for example, in the form of CuCN and CuSCN), and its concentration in the liquid phase of the pulp decreases. Gold remains in the liquid phase of the pulp. With a decrease in the concentration of copper in the liquid phase of the pulp, its extraction by the sorbent also decreases, which leads to an increase in the quality of the saturated sorbent, cathode and cement deposits, and in some cases to an increase in gold recovery.
Дополнительным техническим результатом предлагаемого способа является снижение расхода реагентов на обезвреживание жидкой фазы пульпы хвостов цианирования, за счет осаждения в твердую фазу токсичных примесей при кондиционировании.An additional technical result of the proposed method is to reduce the consumption of reagents for the neutralization of the liquid phase of the pulp of the tail of cyanidation, due to the deposition of toxic impurities into the solid phase during conditioning.
Изобретение подтверждается следующими примерами.The invention is confirmed by the following examples.
ПРИМЕР 1EXAMPLE 1
Пример 1.1 по способу-прототипу проводили непрерывные противоточные динамические испытания процесса гидрометаллургической переработки лежалых хвостов флотационного обогащения медно-цинковой колчеданной руды. Крупность лежалых хвостов составляла минус 0,16 мм, массовая доля меди - 0,13%, сульфидной серы - 28,2%, содержание золота - 1,23 г/т. Испытания проводили по схеме, включающей операции предварительной известково-воздушной обработки, цианирования и обезвреживания методом хлорирования.Example 1.1 according to the prototype method, continuous countercurrent dynamic tests of the process of hydrometallurgical processing of stale tailings of flotation processing of copper-zinc pyrite ore were carried out. The size of stale tails was minus 0.16 mm, the mass fraction of copper was 0.13%, sulfide sulfur was 28.2%, and the gold content was 1.23 g / t. The tests were carried out according to the scheme, including the operations of preliminary calc-air treatment, cyanidation and neutralization by chlorination.
Известково-воздушную обработку проводили в самотечной четырехкамерной установке с пневматическим перемешиванием при отношении Ж:Т=1:1, продолжительности - 6 ч, рН - 12 и расходе воздуха - 0,1 м3/м3⋅мин.Lime-air treatment was carried out in a gravity four-chamber installation with pneumatic mixing at a ratio of W: T = 1: 1, duration 6 hours, pH 12 and air flow 0.1 m 3 / m 3 ⋅ min.
Цианирование осуществляли в аналогичной восьмикамерной установке предварительного (2 камеры) и сорбционного выщелачивания (6 камер). В качестве сорбента использовали активный уголь из скорлупы кокосовых орехов, удельный поток сорбента составлял 1,0 кг/т. Выщелачивание вели при отношении Ж:Т=1:1, суммарной продолжительности цианирования - 8 ч (из них: предварительное - 2 ч, сорбционное - 6 ч), расходе воздуха - 0,05 м3/м3 мин, рН=10,5-11,0 и концентрации NaCN - 100-150 мг/л.Cyanization was carried out in a similar eight-chamber pre-installation (2 chambers) and sorption leaching (6 chambers). Active sorbent from coconut shell was used as a sorbent; the specific sorbent flow was 1.0 kg / t. Leaching was carried out at a ratio of W: T = 1: 1, the total duration of cyanidation was 8 hours (of which: preliminary - 2 hours, sorption - 6 hours), air flow - 0.05 m 3 / m 3 min, pH = 10, 5-11.0 and NaCN concentrations of 100-150 mg / l.
В ходе испытаний получены хвосты цианирования с концентрацией золота в жидкой фазе пульпы 0,02 мг/л, в твердой фазе - 0,78 г/т, что обеспечило извлечение металла 35,0% при расходе NaCN 1,40 кг/т. Концентрация меди в жидкой фазе хвостов цианирования составила 193 мг/л, в насыщенном угле - 20,1 мг/г.During the tests, cyanidation tails were obtained with a gold concentration of 0.02 mg / l in the pulp liquid phase and 0.78 g / t in the solid phase, which ensured metal recovery of 35.0% at a NaCN flow rate of 1.40 kg / t. The concentration of copper in the liquid phase of cyanidation tails was 193 mg / l, and in saturated carbon, 20.1 mg / g.
Хвосты цианирования с целью обезвреживания подвергали противоточной декантационной отмывке, полученные хвостовые воды непрерывно хлорировали в цепочке из трех механических агитаторов при рН=11,8 и ОВП на уровне 200-220 мВ, расход «активного хлора» составил 2,7 кг/т.The cyanidation tails for the purpose of neutralization were subjected to countercurrent decantation washing, the resulting tail waters were continuously chlorinated in a chain of three mechanical agitators at pH = 11.8 and ORP at the level of 200-220 mV, the consumption of “active chlorine” was 2.7 kg / t.
Полученный уголь подвергали автоклавно-щелочной десорбции при температуре 165°С и давлении 0,6 МПа. Элюаты подвергали электролизу при продолжительности 1 ч, плотности тока 25 А/м2 и напряжении 4,5 В. Массовая доля золота в катодном осадке составила 1,8% при операционном извлечении металла 99%.The obtained coal was subjected to autoclave-alkaline desorption at a temperature of 165 ° C and a pressure of 0.6 MPa. The eluates were subjected to electrolysis with a duration of 1 h, a current density of 25 A / m 2 and a voltage of 4.5 V. The mass fraction of gold in the cathode deposit was 1.8% with an operational metal recovery of 99%.
Пример 1.2 по предлагаемому способу. Перерабатывали те же лежалые хвосты, операцию известково-воздушной обработки проводили в идентичных условиях. Переработку проводили в аналогичных условиях при суммарной продолжительности - 14 ч (из них: цианирование - 2 ч, кондиционирование - 4 ч, сорбционное обезметалливание - 6 ч).Example 1.2 by the proposed method. The same stale tails were processed, the calc-air treatment operation was carried out under identical conditions. Processing was carried out under similar conditions with a total duration of 14 hours (of which: cyanidation - 2 hours, conditioning - 4 hours, sorption demetalization - 6 hours).
В ходе испытаний получены хвосты цианирования с концентрацией золота в жидкой фазе пульпы 0,02 мг/л, в твердой фазе - 0,78 г/т, что обеспечило извлечение металла 35,0%. Концентрация меди в жидкой фазе хвостов цианирования составила 130 мг/л, в насыщенном угле - 14,2 мг/г.During the tests, cyanidation tails were obtained with a gold concentration of 0.02 mg / l in the pulp liquid phase and 0.78 g / t in the solid phase, which ensured metal recovery of 35.0%. The concentration of copper in the liquid phase of cyanidation tails was 130 mg / l, in saturated carbon - 14.2 mg / g.
Обезвреживание хвостов цианирования проводили в идентичных условиях, расход «активного хлора» составил 2,5 кг/т.The neutralization of cyanidation tails was carried out under identical conditions, the consumption of “active chlorine” was 2.5 kg / t.
Десорбцию и электролиз проводили в аналогичных условиях. Массовая доля золота в катодном осадке составила 2,6%.Desorption and electrolysis were carried out under similar conditions. The mass fraction of gold in the cathode deposit was 2.6%.
Пример 1.3 по предлагаемому способу. Перерабатывали те же лежалые хвосты, операцию известково-воздушной обработки проводили в идентичных условиях. Гидрометаллургическую переработку проводили в аналогичных условиях при суммарной продолжительности - 32 ч (из них: цианирование - 2 ч, кондиционирование - 24 ч, сорбционное обезметалливание - 6 ч). Удельный поток сорбента составлял 0,8 кг/т.Example 1.3 by the proposed method. The same stale tails were processed, the calc-air treatment operation was carried out under identical conditions. Hydrometallurgical processing was carried out under similar conditions with a total duration of 32 hours (of which: cyanide - 2 hours, conditioning - 24 hours, sorption demetalization - 6 hours). The specific sorbent flux was 0.8 kg / t.
В ходе испытаний получены хвосты цианирования с концентрацией золота в жидкой фазе пульпы 0,01 мг/л, в твердой фазе - 0,78 г/т, что обеспечило извлечение металла 35,8%. Концентрация меди в жидкой фазе хвостов цианирования составила 58 мг/л, в насыщенном угле - 5,4 мг/г.During the tests, cyanidation tails were obtained with a gold concentration of 0.01 mg / l in the pulp liquid phase and 0.78 g / t in the solid phase, which ensured metal recovery of 35.8%. The concentration of copper in the liquid phase of cyanidation tails was 58 mg / l, and in saturated carbon, 5.4 mg / g.
Обезвреживание хвостов цианирования проводили в идентичных условиях, расход «активного хлора» составил 2,4 кг/т.The neutralization of cyanidation tails was carried out under identical conditions, the consumption of “active chlorine” was 2.4 kg / t.
Десорбцию и электролиз проводили в аналогичных условиях. Массовая доля золота в катодном осадке составила 8,3%.Desorption and electrolysis were carried out under similar conditions. The mass fraction of gold in the cathode deposit was 8.3%.
Пример 1.4 по предлагаемому способу. Перерабатывали те же лежалые хвосты, операцию известково-воздушной обработки проводили в идентичных условиях. Переработку проводили в аналогичных условиях при суммарной продолжительности - 80 ч (из них: цианирование - 2 ч, кондиционирование - 72 ч, сорбционное обезметалливание - 6 ч). Удельный поток сорбента составлял 0,8 кг/т.Example 1.4 by the proposed method. The same stale tails were processed, the calc-air treatment operation was carried out under identical conditions. Processing was carried out under similar conditions with a total duration of 80 hours (of which: cyanidation - 2 hours, conditioning - 72 hours, sorption demetalization - 6 hours). The specific sorbent flux was 0.8 kg / t.
В ходе испытаний получены хвосты цианирования с концентрацией золота в жидкой фазе пульпы 0,01 мг/л, в твердой фазе - 0,78 г/т, что обеспечило извлечение металла 35,8%. Концентрация меди в жидкой фазе хвостов цианирования составила 4,1 мг/л, в насыщенном угле - 0,46 мг/г.During the tests, cyanidation tails were obtained with a gold concentration of 0.01 mg / l in the pulp liquid phase and 0.78 g / t in the solid phase, which ensured metal recovery of 35.8%. The concentration of copper in the liquid phase of cyanidation tails was 4.1 mg / l, and in saturated carbon, 0.46 mg / g.
Обезвреживание хвостов цианирования проводили в идентичных условиях, расход «активного хлора» составил 2,1 кг/т.The neutralization of cyanidation tails was carried out under identical conditions, the consumption of “active chlorine” was 2.1 kg / t.
Десорбцию и электролиз проводили в аналогичных условиях. Массовая доля золота в катодном осадке составила 65,8%.Desorption and electrolysis were carried out under similar conditions. The mass fraction of gold in the cathode deposit was 65.8%.
ПРИМЕР 2EXAMPLE 2
По способу-прототипу проводили прямое цианирование медьсодержащего концентрата флотационного обогащения первичной малосульфидной золото-кварцевой руды. Крупность концентрата составляла минус 0,16 мм, массовая доля меди - 0,97%, сульфидной серы - 16,3%, золота - 28,8 г/т.According to the prototype method, direct cyanidation of a copper-containing concentrate of flotation concentration of primary low-sulfide gold-quartz ore was carried out. The size of the concentrate was minus 0.16 mm, the mass fraction of copper - 0.97%, sulfide sulfur - 16.3%, gold - 28.8 g / t.
Выщелачивание осуществляли в реакторе с механическим перемешиванием при отношении Ж:Т=2:1, продолжительности цианирования - 16 ч, расходе воздуха - 0,05 м3/м3 мин, рН=11,0-11,5 и концентрации Ca(CN)2 - 0,5-1,0 г/л.Leaching was carried out in a reactor with mechanical stirring at a ratio of W: T = 2: 1, duration of cyanidation - 16 hours, air flow rate - 0.05 m 3 / m 3 min, pH = 11.0-11.5 and Ca concentration (CN ) 2 - 0.5-1.0 g / l.
Концентрация золота в жидкой фазе пульпы хвостов цианирования составила 13,4 мг/л, в твердой фазе - 2,48 г/т, что обеспечило извлечение металла в жидкую фазу пульпы 91,4% при расходе Ca(CN)2 5,3 кг/т. Концентрация меди в жидкой фазе хвостовой пульпы составила - 3200 мг/л, тиоцианатов - 3370 мг/л.The concentration of gold in the liquid phase of the pulp of cyanide tailings was 13.4 mg / l, in the solid phase - 2.48 g / t, which ensured the extraction of metal in the liquid phase of the pulp of 91.4% at a consumption of Ca (CN) 2 of 5.3 kg / t The concentration of copper in the liquid phase of the tail pulp was 3200 mg / l, thiocyanates - 3370 mg / l.
Полученную пульпу фильтровали на вакуумном фильтре, кек на фильтре промывали водой при ее расходе 1 м3/т. Основной и промывной фильтраты объединяли, объединенный раствор делили на 3 равные порции и каждую порцию направляли на обеззолачивание в статических условиях по трем параллельным вариантам: цементация на цинк (загрузка цинковой стружки 3 кг на 1 м3 раствора), сорбция на уголь Norit RO 3515 и сорбция на смолу АМ-2Б (загрузка сорбентов по 2 об. %). Получен цементный осадок с массовым содержанием золота - 5,1%, меди - 28,0%, насыщенный уголь с содержанием золота - 2,2 мг/г, меди - 3,6 мг/г, насыщенная смола с содержанием золота - 2,8 мг/г, меди - 1,9 мг/г.The resulting pulp was filtered on a vacuum filter, the cake on the filter was washed with water at a flow rate of 1 m 3 / t. The main and washing filtrates were combined, the combined solution was divided into 3 equal portions and each portion was sent to de-soak under static conditions in three parallel versions: cementation on zinc (loading of zinc chips 3 kg per 1 m 3 solution), sorption on coal Norit RO 3515 and sorption on AM-2B resin (loading of sorbents at 2 vol.%). A cement cake was obtained with a mass content of gold - 5.1%, copper - 28.0%, saturated coal with a gold content of 2.2 mg / g, copper - 3.6 mg / g, a saturated resin with a gold content of 2, 8 mg / g, copper - 1.9 mg / g.
Обеззолоченный раствор хлорировали при рН=12,0 и ОВП на уровне 200-220 мВ, расход «активного хлора» составил 18,9 кг/т.An anhydrous solution was chlorinated at pH = 12.0 and an ORP of 200–220 mV; the consumption of “active chlorine” was 18.9 kg / t.
По предлагаемому способу тот же концентрат планировали в идентичных условиях, а затем проводили агитацию (кондиционирование) пульпы в течение 32 ч без добавления реагентов.According to the proposed method, the same concentrate was planned under identical conditions, and then the pulp was agitated (conditioned) for 32 hours without the addition of reagents.
Концентрация золота в жидкой фазе пульпы хвостов цианирования составила 13,4 мг/л, в твердой фазе - 2,48 г/т, что обеспечило извлечение металла в жидкую фазу пульпы 91,4% при расходе Ca(CN)2 5,3 кг/т. Концентрация меди в жидкой фазе хвостовой пульпы составила - 520 мг/л, тиоцианатов - 1850 мг/л.The concentration of gold in the liquid phase of the pulp of cyanide tailings was 13.4 mg / l, in the solid phase - 2.48 g / t, which ensured the extraction of metal in the liquid phase of the pulp of 91.4% at a consumption of Ca (CN) 2 of 5.3 kg / t The concentration of copper in the liquid phase of the tail pulp was 520 mg / l, thiocyanates - 1850 mg / l.
Пульпу обезвоживали, а полученный раствор обеззолачивали в идентичных условиях. Получен цементный осадок с массовым содержанием золота - 13,4%, меди - 22,7%, насыщенный уголь с содержанием золота - 2,5 мг/г, меди - 0,7 мг/г, насыщенная смола с содержанием золота - 3,9 мг/г, меди - 1,8 мг/г.The pulp was dehydrated, and the resulting solution was dehydrated under identical conditions. A cement deposit was obtained with a mass gold content of 13.4%, copper 22.7%, saturated coal with a gold content of 2.5 mg / g, copper 0.7 mg / g, a saturated resin with a gold content of 3, 9 mg / g, copper - 1.8 mg / g.
Рассмотренные примеры показывают, что в сравнении с известными способами предлагаемое изобретение позволило повысить массовую долю золота в насыщенных сорбентах и продуктивных цементных и катодных осадках в 1,1-36,4 раза, а также снизить расход «активного хлора» (гипохлорита кальция) на обезвреживание цианистых отходов в 1,1-1,4 раза.The considered examples show that, in comparison with known methods, the present invention allowed to increase the mass fraction of gold in saturated sorbents and productive cement and cathode deposits by 1.1-36.4 times, as well as reduce the consumption of "active chlorine" (calcium hypochlorite) for disposal cyanide waste 1.1-1.4 times.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫBIBLIOGRAPHY
1. Патент РФ №2223060, МПК С22В 11/00, з.97116590, заявл. 02.10.97, опубл. 10.12.98, бюл. №341. RF patent No. 2223060, IPC С22В 11/00, з.97116590, filed 10/02/97, publ. 12/10/98, bull. Number 34
2. Металлургия благородных металлов / Под ред. Л.В. Чугаева. 2-е изд., перераб. и доп. М.: Металлургия, 1987. 432 с.2. Metallurgy of noble metals / Ed. L.V. Chugaev. 2nd ed., Revised. and add. M .: Metallurgy, 1987.432 s.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019108158A RU2704946C1 (en) | 2019-03-21 | 2019-03-21 | Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019108158A RU2704946C1 (en) | 2019-03-21 | 2019-03-21 | Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2704946C1 true RU2704946C1 (en) | 2019-10-31 |
Family
ID=68500939
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2019108158A RU2704946C1 (en) | 2019-03-21 | 2019-03-21 | Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2704946C1 (en) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4752412A (en) * | 1985-10-08 | 1988-06-21 | Gsp Metals And Chemicals Corp. | Precious metal recovery using ozone |
| WO1996029439A1 (en) * | 1995-03-22 | 1996-09-26 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| RU2265068C1 (en) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Method of treating heat-resisting mineral metal-containing raw |
| RU2465353C1 (en) * | 2011-06-16 | 2012-10-27 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Method for extracting gold from poor low-sulphide ores |
| WO2013163712A1 (en) * | 2012-05-04 | 2013-11-07 | Vale S.A. | Sulfide ore leaching process |
-
2019
- 2019-03-21 RU RU2019108158A patent/RU2704946C1/en active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4752412A (en) * | 1985-10-08 | 1988-06-21 | Gsp Metals And Chemicals Corp. | Precious metal recovery using ozone |
| WO1996029439A1 (en) * | 1995-03-22 | 1996-09-26 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| RU2265068C1 (en) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Method of treating heat-resisting mineral metal-containing raw |
| RU2465353C1 (en) * | 2011-06-16 | 2012-10-27 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" | Method for extracting gold from poor low-sulphide ores |
| WO2013163712A1 (en) * | 2012-05-04 | 2013-11-07 | Vale S.A. | Sulfide ore leaching process |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Aylmore | Alternative lixiviants to cyanide for leaching gold ores | |
| Syed | Recovery of gold from secondary sources—A review | |
| RU2125107C1 (en) | Hydrometallurgical recovery of precious metals from precious metal ores by thiosulfate leaching | |
| US7559973B2 (en) | Precious metal recovery using thiocyanate lixiviant | |
| US4578163A (en) | Gold recovery process | |
| CA1200395A (en) | Simultaneous leaching and cementation of precious metals | |
| US6355175B1 (en) | Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions | |
| US5961833A (en) | Method for separating and isolating gold from copper in a gold processing system | |
| Sousa et al. | Strategies for reducing the environmental impact of reprocessing mercury-contaminated tailings in the artisanal and small-scale gold mining sector: insights from Tapajos River Basin, Brazil | |
| CA1290225C (en) | Process for metal recovery and compositions useful therein | |
| CN1144541A (en) | Hydrometallurgical extraction process | |
| WO2015102865A1 (en) | Process for dissolving or extracting at least one precious metal from a source material containing the same | |
| EA029330B1 (en) | Method of preparing a gold-containing solution and process arrangement for recovering gold and silver | |
| NZ205153A (en) | Hydrometallurgical process for recovery of gold or silver from ores | |
| US6406675B1 (en) | Method for reducing cyanide consumption during processing of gold and silver ores to remove base metals | |
| RU2704946C1 (en) | Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation | |
| RU2443791C1 (en) | Conditioning method of cyanide-containing reusable solutions for processing of gold-copper ores with extraction of gold and copper and regeneration of cyanide | |
| RU2234544C1 (en) | Method of reworking of auriferous arsenical ores and concentrates | |
| WO2015102867A1 (en) | Process for dissolving or extracting at least one precious metal from a source material containing the same | |
| Lopez et al. | Copper and cyanide recovery from barren leach solution at the gold processing plant | |
| RU2657254C1 (en) | Method of gold recovery from solid silver-containing sulfide ores of concentrates and of secondary raw materials | |
| Parga et al. | Removal of aqueous lead and copper ions by using natural hydroxyapatite powder and sulphide precipitation in cyanidation process | |
| CN104254498A (en) | Treatment of acid mine drainage | |
| RU2702250C1 (en) | Method for iodine-iodide processing of gold-containing material | |
| RU2062803C1 (en) | Method for processing of bismuth-containing concentrates |