O objetivo deste trabalho é a extração de Au, Ag, Cu e Zn a partir de dois tipos de lodos galvânicos utilizando um processo híbrido de sulfatação seletiva e lixiviação com tiossulfato de sódio e amônio. Nos experimentos realizados, o lodo galvânico foi misturado com um agente promotor de sulfato (enxofre, sulfato de ferro ou pirita) e foi tratado por processos pirometalúrgicos a temperaturas até 750◦C. Nesta fase, este agente sulfatante é oxidado térmicamente, transformando a atmosfera do forno e os óxidos metálicos em sulfatos solúveis em água. Depois disso, os sulfatos foram tratados por lixiviação com água para a recuperação de Ag, Cu, Ni e Zn. Como o ouro não forma sulfatos nesta reação, foi realizada uma segunda fase de lixiviação utilizando tiossulfato de sódio e de amônio, reagentes eficazes e menos prejudiciais ao ambiente do que o cianeto. Diferentes parâmetros foram analisados como qual agente promotor de sulfatação apresentou a maior recuperação de metais em solução, a proporção ótima lodo galvânico/ agente sulfatação, a temperatura de forno, o tempo de aquecimento no forno e o tempo de lixiviação. Além disso, uma comparação da recuperação de ouro com cianeto e tiossulfato de sódio e de amônio foi realizada. A configuração que demonstrou a melhor recuperação de metal em solução tinha uma proporção de 1: 0,4 de lodo galvânico/enxofre, uma temperatura de forno de 550◦C, um tempo de aquecimento de 90 minutos e um tempo de lixiviação em água de 15 minutos. Usando estes parâmetros, as taxas de recuperação de 75% de prata, 68% de cobre, 52% de Ni e 67% de Zn foram obtidas. A lixiviação de tiossulfato de sódio resultou em uma recuperação de 78% do Au, próximos aos valores obtidos utilizando cianeto. / The purpose of this work is the selective extraction of Au, Ag, Cu and Zn from two types of galvanic sludge using a mixed process of sulfate roasting and sodium thiosulfate and ammonium thiosulfate leaching. In the experiments, the sludge was mixed with a sulfate promoter (sulfur, iron sulfate or pyrite) and treated by pyrometallurgical processes at temperatures up to 750◦C. At this stage, this agent is thermally oxidized, turning the furnace atmosphere and the metallic oxides into water-soluble sulfates. Afterward, the sulfates can be treated by leaching with water for recovery of Ag, Cu, Ni and Zn. The gold does not form sulfates in this reaction and was recovered through a second leaching stage using sodium and ammonium thiosulfate, an effective reagent and less harmful to the environment than cyanide. Different parameters as the sulfate promoter that achieves the highest recovery of metals, the proportion of galvanic sludge to sulfating agent, the temperature, the heating time in the oven and the leaching time were evaluated. Additionally, a comparison of gold recovery using cyanide versus sodium and ammonium thiosulfate was performed. The configuration that showed the best metal recovery included a 1:0.4 ratio of sludge to sulfur, an oven temperature of 550◦C, a roasting time of 90 minutes and a water leaching time of 15 minutes. Using these parameters, recovery rates of 75 % of the silver, 68% of the copper, 52% of Ni and 67% of the Zn were obtained. The sodium thiosulfate leaching resulted in a recovery of 78% of the Au, close to the values obtained using cyanide.

O objetivo deste trabalho é a extração de Au, Ag, Cu e Zn a partir de dois tipos de lodos galvânicos utilizando um processo híbrido de sulfatação seletiva e lixiviação com tiossulfato de sódio e amônio. Nos experimentos realizados, o lodo galvânico foi misturado com um agente promotor de sulfato (enxofre, sulfato de ferro ou pirita) e foi tratado por processos pirometalúrgicos a temperaturas até 750◦C. Nesta fase, este agente sulfatante é oxidado térmicamente, transformando a atmosfera do forno e os óxidos metálicos em sulfatos solúveis em água. Depois disso, os sulfatos foram tratados por lixiviação com água para a recuperação de Ag, Cu, Ni e Zn. Como o ouro não forma sulfatos nesta reação, foi realizada uma segunda fase de lixiviação utilizando tiossulfato de sódio e de amônio, reagentes eficazes e menos prejudiciais ao ambiente do que o cianeto. Diferentes parâmetros foram analisados como qual agente promotor de sulfatação apresentou a maior recuperação de metais em solução, a proporção ótima lodo galvânico/ agente sulfatação, a temperatura de forno, o tempo de aquecimento no forno e o tempo de lixiviação. Além disso, uma comparação da recuperação de ouro com cianeto e tiossulfato de sódio e de amônio foi realizada. A configuração que demonstrou a melhor recuperação de metal em solução tinha uma proporção de 1: 0,4 de lodo galvânico/enxofre, uma temperatura de forno de 550◦C, um tempo de aquecimento de 90 minutos e um tempo de lixiviação em água de 15 minutos. Usando estes parâmetros, as taxas de recuperação de 75% de prata, 68% de cobre, 52% de Ni e 67% de Zn foram obtidas. A lixiviação de tiossulfato de sódio resultou em uma recuperação de 78% do Au, próximos aos valores obtidos utilizando cianeto. / The purpose of this work is the selective extraction of Au, Ag, Cu and Zn from two types of galvanic sludge using a mixed process of sulfate roasting and sodium thiosulfate and ammonium thiosulfate leaching. In the experiments, the sludge was mixed with a sulfate promoter (sulfur, iron sulfate or pyrite) and treated by pyrometallurgical processes at temperatures up to 750◦C. At this stage, this agent is thermally oxidized, turning the furnace atmosphere and the metallic oxides into water-soluble sulfates. Afterward, the sulfates can be treated by leaching with water for recovery of Ag, Cu, Ni and Zn. The gold does not form sulfates in this reaction and was recovered through a second leaching stage using sodium and ammonium thiosulfate, an effective reagent and less harmful to the environment than cyanide. Different parameters as the sulfate promoter that achieves the highest recovery of metals, the proportion of galvanic sludge to sulfating agent, the temperature, the heating time in the oven and the leaching time were evaluated. Additionally, a comparison of gold recovery using cyanide versus sodium and ammonium thiosulfate was performed. The configuration that showed the best metal recovery included a 1:0.4 ratio of sludge to sulfur, an oven temperature of 550◦C, a roasting time of 90 minutes and a water leaching time of 15 minutes. Using these parameters, recovery rates of 75 % of the silver, 68% of the copper, 52% of Ni and 67% of the Zn were obtained. The sodium thiosulfate leaching resulted in a recovery of 78% of the Au, close to the values obtained using cyanide.

O objetivo deste trabalho é a extração de Au, Ag, Cu e Zn a partir de dois tipos de lodos galvânicos utilizando um processo híbrido de sulfatação seletiva e lixiviação com tiossulfato de sódio e amônio. Nos experimentos realizados, o lodo galvânico foi misturado com um agente promotor de sulfato (enxofre, sulfato de ferro ou pirita) e foi tratado por processos pirometalúrgicos a temperaturas até 750◦C. Nesta fase, este agente sulfatante é oxidado térmicamente, transformando a atmosfera do forno e os óxidos metálicos em sulfatos solúveis em água. Depois disso, os sulfatos foram tratados por lixiviação com água para a recuperação de Ag, Cu, Ni e Zn. Como o ouro não forma sulfatos nesta reação, foi realizada uma segunda fase de lixiviação utilizando tiossulfato de sódio e de amônio, reagentes eficazes e menos prejudiciais ao ambiente do que o cianeto. Diferentes parâmetros foram analisados como qual agente promotor de sulfatação apresentou a maior recuperação de metais em solução, a proporção ótima lodo galvânico/ agente sulfatação, a temperatura de forno, o tempo de aquecimento no forno e o tempo de lixiviação. Além disso, uma comparação da recuperação de ouro com cianeto e tiossulfato de sódio e de amônio foi realizada. A configuração que demonstrou a melhor recuperação de metal em solução tinha uma proporção de 1: 0,4 de lodo galvânico/enxofre, uma temperatura de forno de 550◦C, um tempo de aquecimento de 90 minutos e um tempo de lixiviação em água de 15 minutos. Usando estes parâmetros, as taxas de recuperação de 75% de prata, 68% de cobre, 52% de Ni e 67% de Zn foram obtidas. A lixiviação de tiossulfato de sódio resultou em uma recuperação de 78% do Au, próximos aos valores obtidos utilizando cianeto. / The purpose of this work is the selective extraction of Au, Ag, Cu and Zn from two types of galvanic sludge using a mixed process of sulfate roasting and sodium thiosulfate and ammonium thiosulfate leaching. In the experiments, the sludge was mixed with a sulfate promoter (sulfur, iron sulfate or pyrite) and treated by pyrometallurgical processes at temperatures up to 750◦C. At this stage, this agent is thermally oxidized, turning the furnace atmosphere and the metallic oxides into water-soluble sulfates. Afterward, the sulfates can be treated by leaching with water for recovery of Ag, Cu, Ni and Zn. The gold does not form sulfates in this reaction and was recovered through a second leaching stage using sodium and ammonium thiosulfate, an effective reagent and less harmful to the environment than cyanide. Different parameters as the sulfate promoter that achieves the highest recovery of metals, the proportion of galvanic sludge to sulfating agent, the temperature, the heating time in the oven and the leaching time were evaluated. Additionally, a comparison of gold recovery using cyanide versus sodium and ammonium thiosulfate was performed. The configuration that showed the best metal recovery included a 1:0.4 ratio of sludge to sulfur, an oven temperature of 550◦C, a roasting time of 90 minutes and a water leaching time of 15 minutes. Using these parameters, recovery rates of 75 % of the silver, 68% of the copper, 52% of Ni and 67% of the Zn were obtained. The sodium thiosulfate leaching resulted in a recovery of 78% of the Au, close to the values obtained using cyanide.

Thesis (M. Tech.(Chemistry)--Vaal University of Technology)), 2010 / Mining industry produces metals which are economical and serve as high valuable commodities in South Africa. This country is regarded as the world leading producer of precious metals such as platinum group metals (PGMs). Silver (Ag), which is also a precious metal, contribute to the country’s economy wealth due to its significance during industrial applications. Base metals such as copper (Cu) and nickel (Ni), though they are low valued, play a significant role in the republics economic wealth. Mining wastewater contains some of these metals, which end up polluting the environment. A possibility to recover this was investigated using NF membranes. Mine effluent was simulated by using relevant reagents. Characterization of NF90, NF- and NF270 membranes, was done by using scanning electron microscopy (SEM), clean water permeability, single charged salts of NaCl and MgCl2 and binary mixture of NaCl/MgCl2 studies. All the rejection experiments were conducted at pH 2.0 with varying pressure and concentrations. Flux measurements indicated that water permeability through the membranes trend, NF270 > NF90 > NF-. The experiments were performed at pressures of 5 bar, 10 bar, 15 bar and 20 bar. For NF90 membrane, a rejection of Na+ monovalent ion in 20 ppm solution was less than of Mg2+ (divalent) ion. Percentage rejections of 90% (Na+) and 98% (Mg2+) were achieved. NF- had rejection of 83% and 90% for Na+ and Mg2+, respectively. In the case of NF270, the membrane had rejection of 92% (Na+) and 94% (Mg2+), respectively. At 100 ppm, all three membranes showed a decreasing trend in rejection while increasing pressure. For binary-solution mixture, Mg2+ ion still had the highest rejection compared to Na+ ion with about 94% and 85% on NF90 than on NF270 and NF-. The high rejection of divalent ion as compared to monovalent ion for charged solutes was due to solute size and electrostatic interaction between the membrane surface layer and the solute. In the case of transition metal rejection studies, Pd2+ ion had an average of 90%, with Ni2+ ion ≈ 95% and Cu2+ ion ≈ 98% as single salts on NF90 compared to NF270 and NF-. However, as for binary and trinary solution mixture, the competition amongst ions was high, where Pd2+ ion rejection was ≈ 99,0%, while Ni2+ and Cu2+ ions was > 90% on NF90 and NF-. Therefore it was excluded from the tests. For the monovalent metal ions (Ag+ and Cu+), the rejection was > 90% in almost all concentrations mixtures. During membrane fouling evaluation, AgCl salt fouled the most, compared to other metal ions, forming a concentration polarization accumulation on the membrane surface for both 20 and 100 ppm solutions. This situation leads to cake layer formation which causes a flux decline, reduces membrane life time and lowers the rejection performance of NF membranes. The aim of this study was to evaluate the performance of three commercial polymeric membranes (NF90, NF270 and NF-) during rejection of the metal