RU2082781C1 - Process for treating sulfide copper-zinc materials - Google Patents
Process for treating sulfide copper-zinc materials Download PDFInfo
- Publication number
- RU2082781C1 RU2082781C1 RU95101909/02A RU95101909A RU2082781C1 RU 2082781 C1 RU2082781 C1 RU 2082781C1 RU 95101909/02 A RU95101909/02 A RU 95101909/02A RU 95101909 A RU95101909 A RU 95101909A RU 2082781 C1 RU2082781 C1 RU 2082781C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- zinc
- solution
- leaching
- pulp
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 26
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 15
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 9
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 9
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 34
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 31
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 30
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 28
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 26
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 9
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 6
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 12
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 10
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 6
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims description 5
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 5
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims description 4
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 4
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonia chloride Chemical class [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 claims description 3
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 claims description 3
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 6
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 37
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 18
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 13
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 11
- -1 for example Substances 0.000 description 8
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 2
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 150000003868 ammonium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 238000011074 autoclave method Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургической переработке сульфидных медно-цинковых материалов, в частности к способам, обеспечивающим извлечение большей части меди и цинка в товарные продукты, минуя экологически неблагоприятные пирометаллургические производства. The invention relates to hydrometallurgical processing of sulfide copper-zinc materials, in particular to methods for extracting most of the copper and zinc into commercial products, bypassing environmentally unfavorable pyrometallurgical production.
Известные способы переработки медно-цинковых материалов, например медного концентрата, выделяемого из медно-цинковых руд и содержащего 4-6 цинка (извлечение от руды 16-20), основаны на пирометаллургических методах, при осуществлении которых имеют место крайне тяжелые экологические условиях и полная потеря цинка со шлаками медной плавки. Проблема извлечения цинка из шлаков любого пирометаллургического процесса может быть решена лишь с использованием фьюмингования, электротермии и т. п. Known methods for processing copper-zinc materials, for example, copper concentrate extracted from copper-zinc ores and containing 4-6 zinc (extraction from ore 16-20), are based on pyrometallurgical methods, in the implementation of which there are extremely difficult environmental conditions and complete loss zinc with slag of copper smelting. The problem of extracting zinc from the slags of any pyrometallurgical process can be solved only using fuming, electrothermal, etc.
Отсюда следует, что разработка и усовершенствование гидрометаллургических методов получения товарных продуктов из коллективных (как впрочем и из селективных) концентратов цветных металлов имеет большое экономическое и экологическое значение. It follows that the development and improvement of hydrometallurgical methods for producing marketable products from collective (as well as from selective) non-ferrous metal concentrates is of great economic and environmental importance.
Одним из эффективных способов гидрометаллургической переработки, обеспечивающей высокие показатели, является автоклавное выщелачивание. Использование повышенных температур и давлений кислородсодержащего газа обеспечивает сравнительно быстрое вскрытие (даже низкосортного) сульфидного сырья. One of the effective methods of hydrometallurgical processing, providing high performance, is autoclave leaching. The use of elevated temperatures and pressures of oxygen-containing gas provides a relatively quick opening of (even low-grade) sulfide raw materials.
Различие в скоростях выщелачивания в автоклавных условиях цинка и меди, определяемое прямым разложением сфалерита и многостадиальным процессом для халькопирита
CuFeS2-Cu5FeS4-Cu2S-CuS-CuSO4
определяет в большинстве известных в настоящее время автоклавных способах переработки медно-цинковых концентратов выбор в качестве основного направления перевод цинка в раствор и концентрирование меди в кеке (например, Пинигин В. К. Набойченко С. С. Худяков И. Ф. Совершенствование гидрометаллургических процессов и оборудования в металлургии тяжелых цветных металлов. Тезисы докладов к Всесоюзному научно-техническому семинару, 23-25 мая 1977 г. М. Цветметинформация, 1977).The difference in the leaching rates in the autoclave conditions of zinc and copper, determined by the direct decomposition of sphalerite and the multi-stage process for chalcopyrite
CuFeS 2 -Cu 5 FeS 4 -Cu 2 S-CuS-CuSO 4
determines in most of the currently known autoclave methods for processing copper-zinc concentrates the choice as the main direction of the conversion of zinc into solution and the concentration of copper in cake (for example, Pinigin V.K. Naboyuchenko S.S. Khudyakov I.F. Improving hydrometallurgical processes and equipment in the metallurgy of heavy non-ferrous metals. Abstracts of reports to the All-Union Scientific and Technical Seminar, May 23-25, 1977. M. Tsvetmetinformatsiya, 1977).
Для улучшения экологических условий и снижения доли пирометаллургических процессов при производстве меди и цинка из коллективных концентратов необходимо стремиться к максимальному переводу этих цветных металлов в раствор при автоклавном выщелачивании. To improve environmental conditions and reduce the share of pyrometallurgical processes in the production of copper and zinc from collective concentrates, it is necessary to strive for the maximum conversion of these non-ferrous metals into solution during autoclave leaching.
Современные исследования показывают (Сборник научных трудов Гинцветмета. Энергосберегающие технологии в производстве тяжелых цветных металлов. М. 1992, с. 127-133), что при высокотемпературном автоклавном выщелачивании цинкового концентрата добиться повышенного перехода меди и цинка в раствор можно за счет увеличения парциального давления кислорода и температуры процесса. Однако ввиду присутствия повышенных количеств пирита ужесточение параметров автоклавного вскрытия медно-цинкового сырья, как правило, приводит и к значительному росту перехода в жидкую фазу железа, что существенно затрудняет дальнейшую переработку полученных растворов. Modern research shows (Gintsvetmet's collection of scientific papers. Energy-saving technologies in the production of heavy non-ferrous metals. M. 1992, p. 127-133) that with high-temperature autoclave leaching of zinc concentrate, an increased conversion of copper and zinc to solution can be achieved by increasing the partial pressure of oxygen and process temperature. However, due to the presence of increased amounts of pyrite, toughening the parameters of the autoclave opening of copper-zinc raw materials, as a rule, leads to a significant increase in the transition to the liquid phase of iron, which significantly complicates the further processing of the obtained solutions.
Наиболее близким к изобретению является способ переработки полиметаллических концентратов на основе автоклавного окислительного выщелачивания[Nogueria E. D. The complex Process: non-ferrons metals production from complex piritic concentrates Complex Sulphi de Ores// Pap. Conf. Rome-London, 1980, p. 227-233] по которому измельченный концентрат распульповывают водой до содержания 6-12 твердого и обрабатывают в автоклаве при 470-500 К, общем давлении 3,0 МПа в течение 1 ч. При том цинк и медь почти полностью переходят в раствор. Closest to the invention is a method for processing polymetallic concentrates based on autoclave oxidative leaching [Nogueria E. D. The complex Process: non-ferrons metals production from complex piritic concentrates Complex Sulfi de Ores // Pap. Conf. Rome-London, 1980, p. 227-233] in which the crushed concentrate is pulverized with water to a solid content of 6-12 and autoclaved at 470-500 K, a total pressure of 3.0 MPa for 1 hour. Moreover, zinc and copper are almost completely transferred into solution.
Для разделения цинка и меди используется экстракция с последующим их осаждением в форме катодных осадков. To separate zinc and copper, extraction is used followed by their precipitation in the form of cathode deposits.
Недостатками известного способа являются. The disadvantages of this method are.
1. Чрезвычайно жесткие параметры процесса выщелачивания, осложняющие конструкцию и эксплуатацию автоклавного оборудования. 1. Extremely tough leaching process parameters that complicate the design and operation of autoclave equipment.
Отметим, что отечественной промышленностью не выпускаются большеобъемные промышленные автоклавы, способные работать при давлении 30 атм и температурах, превышающих 200oC.Note that the domestic industry does not produce large-volume industrial autoclaves capable of operating at a pressure of 30 atm and temperatures exceeding 200 o C.
2. Низкая плотность пульпы для обеспечения повышенного извлечения металлов в раствор и, как следствие, получение больших объемов разбавленных растворов. 2. Low pulp density to ensure increased extraction of metals into the solution and, as a result, obtaining large volumes of diluted solutions.
3. Существенная зависимость показателей выщелачивания от окислительных условий процесса, трудности их регулирования и поддержания теплового баланса выщелачивания. 3. A significant dependence of leaching indicators on the oxidizing conditions of the process, the difficulties of their regulation and maintaining the heat balance of leaching.
Так, при проведенной нами в условиях, приближающихся к прототипу, серии опытов по автоклавному выщелачиванию медно-цинкового концентрата, содержащего пирит, халькопирит, сфалерит и др. (состав, мас. медь 12,5 16,8; цинк 3,3 5,9; железо 25 34; сера общая 31 42) были получены следующие результаты:
выход оставшегося после выщелачивания твердого 35-45
состав выщелоченного твердого по основным компонентам,
Медь 2-4
Цинк 0,2-0,5
Железо 23-28
Сера общ. 40-50
извлечение в раствор составляло,
Медь 88-97
Цинк 95-98
Железо 70-80
Сера 55-65
концентрация железа в конечном растворе 20-30 г/л при pH<1,0.So, when we conducted in conditions approaching the prototype, a series of experiments on the autoclave leaching of copper-zinc concentrate containing pyrite, chalcopyrite, sphalerite and others (composition, wt. Copper 12.5 16.8; zinc 3.3 5, 9; iron 25 34; sulfur total 31 42) the following results were obtained:
yield of solid 35-45 remaining after leaching
the composition of the leached solid in the main components,
Copper 2-4
Zinc 0.2-0.5
Iron 23-28
Sulfur commonly. 40-50
extraction into the solution was
Copper 88-97
Zinc 95-98
Iron 70-80
Sulfur 55-65
the concentration of iron in the final solution is 20-30 g / l at pH <1.0.
Таким образом, кроме уже отмеченных недостатков известный способ автоклавной переработки сульфидных медно-цинковых концентратов характерен получением больших концентраций железа в жидкой фазе окисленной пульпы, что существенно затрудняет и удорожает переработку полученных растворов на товарные медь и цинк. Thus, in addition to the shortcomings already noted, the known method for the autoclave processing of sulfide copper-zinc concentrates is characterized by the production of large concentrations of iron in the liquid phase of the oxidized pulp, which significantly complicates and increases the cost of processing the obtained solutions into commercial copper and zinc.
Известно введение хлорид-ионов, например, в виде CaCl2 или MnCl2 при излечении цветных металлов, в т.ч. цинка и меди при окислительном выщелачивании. При этом железо не выщелачивается и остается в остатке (заявка Великобритании N 2128597, С 22 В 3/00, 1984, заявка ЕПВ (ЕР) N 0081310, С 22 В 3/00, 1983). Однако происходит недостаточная очистка от железа.It is known the introduction of chloride ions, for example, in the form of CaCl 2 or MnCl 2 in the treatment of non-ferrous metals, including zinc and copper during oxidative leaching. In this case, the iron does not leach and remains in the residue (UK application N 2128597, C 22
Кроме того, известно извлечение металлов, в частности меди, из сульфидных материалов раствором, содержащим 3 моль хлорид-иона и, возможно, 15 г/л сульфат-иона при pH 0,5-4,0, атмосферном давлении и температуре 85oC при пропускании кислорода и перемешивании. Однако также не происходит достаточной очистки от примесей (ЕПВ N 0102725, С 22 В 15/08, 1984).In addition, it is known to extract metals, in particular copper, from sulfide materials with a solution containing 3 mol of chloride ion and, possibly, 15 g / l sulfate ion at a pH of 0.5-4.0, atmospheric pressure and a temperature of 85 o C while passing oxygen and stirring. However, there is also insufficient purification from impurities (EPO N 0102725, С 22 В 15/08, 1984).
Выполненные нами исследования показали, что для успешного выделения из полученного при автоклавном выщелачивании медно-цинкового сульфатного раствора меди и цинка (например, экстракцией) концентрация общего железа в нем не должна превышать 2-4 г/л. Отсюда при осуществлении известного способа следует необходимость сложной и дорогой операции железоочистки раствора. Причем затраты на железоочистку многократно (нелинейно) возрастают с увеличением концентрации железа в очищаемом растворе. Our studies showed that for the successful separation of copper and zinc sulfate solution obtained by autoclave leaching of copper and zinc (for example, by extraction), the concentration of total iron in it should not exceed 2-4 g / l. Hence, when implementing the known method, the need for a complex and expensive operation of iron cleaning the solution follows. Moreover, the cost of iron cleaning many times (nonlinearly) increase with increasing concentration of iron in the solution being cleaned.
Техническим результатом, достигаемым в изобретении, является повышение извлечения в раствор меди и цинка и снижение перехода в раствор железа при пониженных (по сравнению с ближайшим аналогом) параметрах автоклавного выщелачивания. The technical result achieved in the invention is to increase the extraction of copper and zinc into the solution and to reduce the transition to the iron solution at low (compared to the closest analogue) autoclave leaching parameters.
Предложенный способ переработки сульфидных медно-цинковых концентратов включает автоклавное окислительное выщелачивание пульпы измельченного материала при повышенной температуре и под давлением кислорода, разделение выщелоченной пульпы на раствор и кек, селективное извлечение из раствора меди и цинка в товарные продукты, при этом автоклавное выщелачивание ведут при добавке в обрабатываемую пульпу хлоридов натрия, калия или аммония при концентрации хлорид-ионов 2-4 г/л, температуре 120-180oC.The proposed method for processing sulfide copper-zinc concentrates includes autoclave oxidative leaching of pulp of ground material at elevated temperature and under oxygen pressure, separation of the leached pulp into solution and cake, selective extraction of copper and zinc from the solution into commercial products, while autoclave leaching is carried out when added to the processed pulp of sodium, potassium or ammonium chlorides at a concentration of chloride ions of 2-4 g / l, a temperature of 120-180 o C.
Приведенный ниже пример иллюстрирует возможности заявляемого способа. The following example illustrates the capabilities of the proposed method.
Пример. Исходный медно-цинковый концентрат (состав, мас. медь 16,6; цинк 3,3; железо 33,6; сера 41,9; прочие 4,6) выщелачивают в присутствии поверхностно-активного вещества в автоклаве при температуре 150-160oС, общем давлении 13-13,5 ати (парциальное давление кислорода около 8 ати), соотношение фаз Ж/Т 2,5-3,5. В раствор выщелачиваемой пульпы добавлено 2,01 г/л аниона хлора.Example. The initial copper-zinc concentrate (composition, wt. Copper 16.6; zinc 3.3; iron 33.6; sulfur 41.9; other 4.6) is leached in the presence of a surfactant in an autoclave at a temperature of 150-160 o C, the total pressure of 13-13.5 ati (partial pressure of oxygen about 8 ati), the ratio of the phases W / T 2.5-3.5. 2.01 g / l of chlorine anion was added to the leach pulp solution.
Анализ окисленной пульпы, полученной после выщелачивания в течение 3 ч, показал, что в жидкую фазу перешло: 83 меди, 91 цинка и около 1 железа (концентрации в растворе составили 52,9 г/л Cu; 13,8 г/л Zn и 1,1 г/л Fe) - строка 4, табл. 1. Analysis of the oxidized pulp obtained after leaching for 3 hours showed that 83 copper, 91 zinc and about 1 iron transferred to the liquid phase (concentration in the solution was 52.9 g / l Cu; 13.8 g / l Zn and 1.1 g / l Fe) -
Кек после выщелачивания содержал, мас. медь 3,1; цинк 0,4; железо 40,1; сера 41,6, в т.ч. 11,0 элементной; натрий десятые доли. Cake after leaching contained, wt. copper 3.1; zinc 0.4; iron 40.1; sulfur 41.6, including 11.0 elemental; sodium tenths.
Таким образом, в раствор, пригодный для дальнейшей переработки (например, для экстракционного или сорбционного разделения меди цинка и получения соответствующих товарных продуктов) извлеклась большая часть цветных металлов. Thus, in a solution suitable for further processing (for example, for the extraction or sorption separation of copper zinc and obtaining the corresponding commercial products), most of the non-ferrous metals were recovered.
Кек, оставшийся после автоклавного выщелачивания, может быть направлен на флотационное обогащение или на пирометаллургическое доизвлечение меди и цинка пирометаллургическими способами, например, в шахтную плавку. The cake remaining after autoclave leaching can be directed to flotation concentration or to pyrometallurgical recovery of copper and zinc by pyrometallurgical methods, for example, mine smelting.
Предлагаемый способ проиллюстрирован также экспериментальными результатами, приведенными в таблице. The proposed method is also illustrated by the experimental results shown in the table.
Анализ проведенных экспериментов показывает, что добавка в перерабатываемую в автоклаве пульпу хлора позволяет при пониженных параметрах выщелачивания существенно повысить переход в жидкую фазу цветных металлов (особенно это касается меди). Так, сравнивая строки 2 и 4 таблицы, видим, что наличие 2 г/л хлор-иона в растворе исходной пульпы при прочих равных условиях позволяет поднять извлечение меди с 37 до 83 переход в раствор цинка при этом составляет 90-95 Сравнение строк 2 и 4 также убедительно подтверждает эффективность предложенного способа. The analysis of the experiments shows that the addition of chlorine pulp to the autoclave processed in the autoclave allows significantly lowering the leaching parameters to significantly increase the transition to the liquid phase of non-ferrous metals (especially copper). So, comparing
Широкая экспериментальная проверка предлагаемого способа показала, что при автоклавном выщелачивании медно-цинкового концентрата (таблица) оптимальная концентрация аниона хлора, подаваемого в виде хлоридов натрия, калия или аммония, лежит в диапазоне 2-4 г/л. При содержании аниона меньше 2 г/л не удается существенно повысить выщелачивание меди (строка таблицы 4б), а при содержании большем чем 4 г/л не обеспечивается дальнейшее улучшение показателей. A wide experimental verification of the proposed method showed that when autoclaved leaching of copper-zinc concentrate (table), the optimal concentration of chlorine anion supplied in the form of sodium, potassium or ammonium chlorides lies in the range of 2-4 g / l. When the content of the anion is less than 2 g / l, it is not possible to significantly increase the leaching of copper (row of table 4b), and when the content is greater than 4 g / l, further improvement of the indicators is not provided.
Выполненные эксперименты свидетельствуют также, что вводить анион хлора следует в виде соединений натрия, калия или аммония. Использование других соединений хлора, хотя и способствует интенсификации выщелачивания меди и цинка, в то же время не обеспечивает пониженных концентраций в растворе железа (см. строки 5а, 5б). The performed experiments also indicate that chlorine anion should be introduced in the form of sodium, potassium, or ammonium compounds. The use of other chlorine compounds, although it contributes to the intensification of leaching of copper and zinc, at the same time does not provide reduced concentrations in the iron solution (see
Таким образом, как следует из результатов экспериментов, предлагаемый способ позволяет при пониженных по сравнению с ближайшим аналогом параметрах автоклавного выщелачивания повысить извлечение в жидкую фазу цветных металлов (особенно меди) и существенно (на порядок и более) снизить переход в раствор основной, затрудняющей переработку растворов, примеси железа. Thus, as follows from the experimental results, the proposed method allows for lower autoclave leaching parameters to increase the extraction of non-ferrous metals (especially copper) into the liquid phase and significantly (by an order or more) reduce the transition to the solution of the main solution, which complicates the processing of solutions impurities of iron.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU95101909/02A RU2082781C1 (en) | 1995-02-14 | 1995-02-14 | Process for treating sulfide copper-zinc materials |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU95101909/02A RU2082781C1 (en) | 1995-02-14 | 1995-02-14 | Process for treating sulfide copper-zinc materials |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU95101909A RU95101909A (en) | 1996-11-20 |
| RU2082781C1 true RU2082781C1 (en) | 1997-06-27 |
Family
ID=20164675
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU95101909/02A RU2082781C1 (en) | 1995-02-14 | 1995-02-14 | Process for treating sulfide copper-zinc materials |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2082781C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2167209C1 (en) * | 2000-09-28 | 2001-05-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Государственный научно-исследовательский проектный и конструкторский институт горного дела и металлургии цветных металлов" | Method of processing sulfide copper-zinc materials |
| RU2193604C2 (en) * | 2001-01-09 | 2002-11-27 | ОАО "Институт Гипроникель" | Method of processing sulfide copper-zinc raw material containing iron |
| RU2352652C2 (en) * | 2006-11-23 | 2009-04-20 | Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод" | Processing method of sulphide zinc products |
| RU2400547C1 (en) * | 2009-03-10 | 2010-09-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Томский политехнический университет | Processing method of lead-zinc containing ores |
-
1995
- 1995-02-14 RU RU95101909/02A patent/RU2082781C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Nogueria E.D. The complex Process: Non-ferrous metals production from complex piritic concentrates Complex Sulphi de Ores. Pap. Conf., Rome-London, 1980, p. 227 - 233. * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2167209C1 (en) * | 2000-09-28 | 2001-05-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Государственный научно-исследовательский проектный и конструкторский институт горного дела и металлургии цветных металлов" | Method of processing sulfide copper-zinc materials |
| RU2193604C2 (en) * | 2001-01-09 | 2002-11-27 | ОАО "Институт Гипроникель" | Method of processing sulfide copper-zinc raw material containing iron |
| RU2352652C2 (en) * | 2006-11-23 | 2009-04-20 | Открытое Акционерное Общество "Челябинский цинковый завод" | Processing method of sulphide zinc products |
| RU2400547C1 (en) * | 2009-03-10 | 2010-09-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Томский политехнический университет | Processing method of lead-zinc containing ores |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU95101909A (en) | 1996-11-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2215963C (en) | Atmospheric mineral leaching process | |
| CA2417413C (en) | Method for recovering copper from sulfide ore materials using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrowinning | |
| US4497778A (en) | Microbial leaching of sulphide-containing ores | |
| US5895633A (en) | Solvent extraction process for recovering copper from copper-containing solutions | |
| AU2006298625B2 (en) | Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride | |
| US20080173132A1 (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides | |
| JPS61179821A (en) | Collection from gold from refining difficult gold-containingand iron-containing ore concentrate | |
| AU2004202870B2 (en) | Method for concentrating precious metals contained in leaching residue discharged from copper hydrometallurgical process | |
| US5482534A (en) | Extraction or recovery of non-ferrous metal values from arsenic-containing materials | |
| AU2002349233B2 (en) | Process for the treatment of molybdenum concentrate also containing copper | |
| EP0248518A1 (en) | Separation of nickel from copper in autoclave | |
| US3816105A (en) | Hydrometallurgical process for extraction of copper and sulphur from copper iron sulphides | |
| US3891522A (en) | Hydrometallurgical process for treating copper-iron sulphides | |
| CA2974905A1 (en) | Process for extraction of copper from arsenical copper sulfide concentrate | |
| WO1999049105A1 (en) | Fluoboric acid control in a ferric fluoborate hydrometallurgical process for recovering metals | |
| GB2068780A (en) | Process for the recovery of zinc and copper values from sulphidic ores | |
| JP3948342B2 (en) | Method for recovering copper from copper ore | |
| RU2082781C1 (en) | Process for treating sulfide copper-zinc materials | |
| MXPA01003809A (en) | Process for bioleaching of copper concentrates. | |
| US3463710A (en) | Electrolytic recovery of copper from copper cyanide leaching solutions | |
| WO1996007762A1 (en) | Mineral processing | |
| EP1325164B1 (en) | Pressure leaching process for zinc recovery from sulphidic ore materials | |
| JP2008115429A (en) | Silver recovery method in wet copper smelting process | |
| RU2749309C2 (en) | Method for recovery of gold and copper from sulphide gold and copper float concentrate | |
| EA009453B1 (en) | METHOD FOR PROCESSING SULFIDE ORES CONTAINING PRECIOUS METALS |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20050215 |