RU2415956C1 - Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte - Google Patents
Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte Download PDFInfo
- Publication number
- RU2415956C1 RU2415956C1 RU2009138072A RU2009138072A RU2415956C1 RU 2415956 C1 RU2415956 C1 RU 2415956C1 RU 2009138072 A RU2009138072 A RU 2009138072A RU 2009138072 A RU2009138072 A RU 2009138072A RU 2415956 C1 RU2415956 C1 RU 2415956C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- solution
- nickel
- leaching
- fraction
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 116
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 42
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 21
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 20
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 title claims abstract description 20
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 14
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 title claims description 9
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 9
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 115
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 99
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 88
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 42
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 36
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 22
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims abstract description 17
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims abstract description 14
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 13
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 12
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000003818 cinder Substances 0.000 claims abstract description 11
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims abstract description 11
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 11
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000000151 deposition Methods 0.000 claims description 10
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 10
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 3
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 abstract description 12
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 abstract description 7
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 24
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 22
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 17
- 239000000047 product Substances 0.000 description 10
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 9
- 230000008569 process Effects 0.000 description 8
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 8
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 6
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 5
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical group [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 4
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000012716 precipitator Substances 0.000 description 4
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 3
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000008 nickel(II) carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- ZULUUIKRFGGGTL-UHFFFAOYSA-L nickel(ii) carbonate Chemical compound [Ni+2].[O-]C([O-])=O ZULUUIKRFGGGTL-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N oxonickel Chemical compound [Ni]=O GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000006479 redox reaction Methods 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000004888 barrier function Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 239000011329 calcined coke Substances 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 230000006735 deficit Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 1
- XTAZYLNFDRKIHJ-UHFFFAOYSA-N n,n-dioctyloctan-1-amine Chemical compound CCCCCCCCN(CCCCCCCC)CCCCCCCC XTAZYLNFDRKIHJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 238000004321 preservation Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 230000007306 turnover Effects 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 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 области цветной металлургии, в частности к получению катодного никеля и концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to the production of cathode nickel and a concentrate of precious metals from sulfide copper-nickel raw materials.
Известен способ производства электролитного никеля из медно-никелевого файнштейна [Ю.В.Баймаков А.И.Журин. Электролиз в гидрометаллургии. - М.: Металлургия, 1977, с.201], включающий флотационное разделение медленно охлажденного и измельченного файнштейна на медный и никелевый концентраты, окислительный обжиг никелевого концентрата, восстановление огарка, плавку на аноды, электролитическое рафинирование и переработку анодного шлама до концентратов драгоценных металлов. Недостатками способа являются значительное количество пирометаллургических переделов, обусловливающее высокие эксплуатационные расходы и потери металлов; высокие эксплуатационные затраты при электролизе с растворимыми анодами, большой объем оборотных продуктов.A known method for the production of electrolyte nickel from copper-Nickel matte [Yu.V. Baimakov A.I. Zhurin. Electrolysis in hydrometallurgy. - M .: Metallurgy, 1977, p.201], including flotation separation of slowly chilled and ground Feinstein into copper and nickel concentrates, oxidative firing of nickel concentrate, cinder recovery, smelting on anodes, electrolytic refining and processing of anode sludge to precious metal concentrates. The disadvantages of the method are a significant number of pyrometallurgical processing, causing high operating costs and loss of metals; high operating costs during electrolysis with soluble anodes, a large volume of circulating products.
Известен способ производства электролитного никеля, включающий флотационное разделение файнштейна на медный и никелевый концентраты, окислительный обжиг никелевого концентрата, восстановление закиси никеля, выщелачивание восстановленной закиси никеля хлоридным раствором при подаче хлора с получением коллектирующего драгоценные металлы остатка, очистку растворов выщелачивания последовательно от железа, меди, кобальта, электроэкстракцию никеля (патент РФ №2303086). Недостатком способа является сохранение большого числа пирометаллургических переделов переработки файнштейна, обусловливающее высокие эксплуатационные расходы и потери металлов.A known method for the production of electrolyte nickel, including flotation separation of Feinstein into copper and nickel concentrates, oxidative roasting of nickel concentrate, reduction of nickel oxide, leaching of reduced nickel oxide with a chloride solution during the supply of chlorine to obtain a residue collecting precious metals, purification of the leaching solutions sequentially from iron, copper, cobalt, electroextraction of nickel (RF patent No. 2303086). The disadvantage of this method is the preservation of a large number of pyrometallurgical processing of Feinstein, causing high operating costs and loss of metals.
Известен способ хлорного выщелачивания файнштейна и очистки от меди раствора выщелачивания (патент США №3880653), согласно которому регулированием окислительно-восстановительного потенциала достигается селективный перевод в раствор никеля из медно-никелевого файнштейна. Медь из раствора осаждают в пульпе выщелачивания добавлением свежей порции того же файнштейна. Недостатком способа является невысокое сквозное извлечение никеля в раствор (на уровне 80%) и получение содержащего драгоценные металлы медного сульфидного кека с низким отношением содержаний меди и никеля, определяющим значительный оборот никеля через медное производство и связанные с ним потери и передельные затраты.A known method of chlorine leaching of Feinstein and purification of copper from leaching solution (US patent No. 3880653), according to which by controlling the redox potential, selective transfer of nickel from copper-nickel Feinstein into the solution is achieved. Copper from the solution is precipitated in the leach pulp by adding a fresh portion of the same matte. The disadvantage of this method is the low through extraction of nickel into the solution (at the level of 80%) and obtaining precious sulfide-containing copper cake containing precious metals with a low ratio of copper and nickel contents, which determines a significant nickel turnover through copper production and the associated losses and conversion costs.
Наиболее близким техническим решением является способ селективного выщелачивания никеля из медно-никелевого файнштейна с последующим осаждением меди из раствора выщелачивания путем добавления свежего файнштейна. Способ представлен в вариантах комбинаций последовательных процессов, реализуемых при атмосферном давлении и в автоклавах (патент США №4828809). Автоклавные стадии процессов выполняют при температуре 135-150°С и давлении 4 атм. В результирующих твердых продуктах, коллектирующих драгоценные металлы, содержание меди составляло 54-57%, никеля - 1,1-5,5%, остаточное содержание меди в растворе - 0,05-0,2 г/дм3. Недостатком способа является многостадийность переработки сырья с применением сложного дорогостоящего реакционного оборудования и значительный объем фильтрования пульп.The closest technical solution is a method for the selective leaching of nickel from a copper-nickel matte followed by the deposition of copper from the leach solution by adding fresh matte. The method is presented in variants of combinations of sequential processes implemented at atmospheric pressure and in autoclaves (US patent No. 4828809). The autoclave stages of the processes are carried out at a temperature of 135-150 ° C and a pressure of 4 atm. In the resulting solid products collecting precious metals, the copper content was 54-57%, nickel - 1.1-5.5%, the residual copper content in the solution was 0.05-0.2 g / dm 3 . The disadvantage of this method is the multi-stage processing of raw materials using sophisticated expensive reaction equipment and a significant amount of filtering pulps.
Задачей настоящего изобретения является снижение материальных затрат, эксплуатационных расходов и потерь при производстве электролитного никеля и концентрата драгоценных металлов за счет выделения и раздельной переработки сульфидной и металлизированной фракций файнштейна.The objective of the present invention is to reduce material costs, operating costs and losses in the production of electrolyte nickel and precious metal concentrate due to the separation and separate processing of sulfide and metallized fractions of Feinstein.
Технический результат достигается тем, что в предлагаемом способе получения никеля и концентрата драгоценных металлов, включающем выщелачивание хлоридным раствором при подаче хлора, осаждение меди из раствора с получением медного сульфидного кека, выделение концентрата драгоценных металлов, электроэкстракцию никеля из раствора, переработку медного сульфидного кека в медном производстве, согласно изобретению перед выщелачиванием файнштейн разделяют на сульфидную и металлизированную фракции, выщелачиванию хлоридным раствором при подаче хлора подвергают сульфидную фракцию, осаждение меди с выводом ее в медный сульфидный кек осуществляют путем добавления получаемой при разделении файнштейна металлизированной фракции в полученную при выщелачивании пульпу, медный сульфидный кек обжигают, полученный огарок выщелачивают, раствор отправляют на электроэкстракцию меди, а из остатка флотацией выделяют концентрат драгоценных металлов и камерный продукт, перед электроэкстракцией никеля осуществляют очистку раствора от железа, цинка, меди и кобальта.The technical result is achieved by the fact that in the proposed method for producing nickel and precious metal concentrate, including leaching with a chloride solution when chlorine is fed, the precipitation of copper from the solution to produce copper sulfide cake, the separation of precious metal concentrate, the electroextraction of nickel from solution, the processing of copper sulfide cake in copper According to the invention, before leaching, the Feinstein is separated into sulfide and metallized fractions, leaching with a chloride solution at the sulfide fraction is subjected to chlorine supply, copper is precipitated with its output to the copper sulfide cake by adding the metallized fraction obtained by separation of the Feinstein to the pulp obtained by leaching, the copper sulfide cake is calcined, the calcined coke is leached, the solution is sent to copper electroextraction, and the residue is removed from the flotation by flotation precious metal concentrate and chamber product, before electroextraction of nickel, the solution is purified from iron, zinc, copper and cobalt.
Полученный при флотации камерный продукт восстанавливают, подвергают магнитной сепарации, и магнитную фракцию возвращают на очистку раствора от меди в качестве восстановителя.The chamber product obtained by flotation is reduced, subjected to magnetic separation, and the magnetic fraction is returned to clean the solution from copper as a reducing agent.
Последовательность переделов технологической схемы получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна согласно заявляемому способу представлена на фиг.1.The sequence of redistribution of the technological scheme for producing nickel and precious metals concentrate from copper-nickel matte according to the claimed method is presented in figure 1.
На стадии растворения в раствор переходит значительная доля содержащегося в сульфидной фракции никеля и часть меди, а связанная с ними сульфидная сера окисляется до серы элементарной. На стадии осаждения меди достигается глубокое извлечение в раствор никеля из металлизированных продуктов, получаемых при производстве и разделении файнштейна, с восстановлением элементарной серы и осаждением меди из раствора в сульфиды.At the dissolution stage, a significant proportion of the nickel and a part of copper contained in the sulfide fraction passes into the solution, and the sulfide sulfur associated with them is oxidized to elemental sulfur. At the stage of copper deposition, deep extraction of nickel from the metallized products obtained in the production and separation of Feinstein into the solution is achieved, with the reduction of elemental sulfur and the deposition of copper from the solution into sulfides.
В качестве металлизированных продуктов могут быть использованы металлизированная фракция, выделяемая при разделении файнштейна, и/или металлизированные продукты (файнштейн, штейн), получаемые при переработке сульфидных руд.As metallized products, the metallized fraction released during the separation of Feinstein and / or the metallized products (Feinstein, Matte) obtained during the processing of sulfide ores can be used.
Суммарные окислительно-восстановительные реакции, протекающие при растворении, обобщенно описываются следующими уравнениями:The total redox reactions that occur during dissolution are generally described by the following equations:
Суммарные окислительно-восстановительные реакции, протекающие при осаждении меди, обобщенно описываются следующими уравнениями:The total redox reactions occurring during the deposition of copper are summarized by the following equations:
Окислительно-восстановительный потенциал пульпы, задаваемый соотношением скоростей подачи хлора и сульфидной фракции файнштейна, выбирают таким, чтобы обеспечить максимально полное протекание реакций (1) и (2) и ограничение растворения сульфида меди частичным протеканием реакции (3) с минимальным дальнейшим окислением образовавшегося ковеллина по реакции (4). Тем самым сокращают расход осадителя - металлизированной фракции файнштейна - на очистку от меди.The redox potential of the pulp, defined by the ratio of the feed rates of chlorine and the Feinstein sulfide fraction, is chosen so as to ensure the most complete reaction (1) and (2) and to limit the dissolution of copper sulfide to the partial reaction (3) with minimal further oxidation of the formed covellin by reactions (4). This reduces the consumption of precipitant - the metallized Feinstein fraction - for cleaning copper.
Пульпу выщелачивания без разделения фаз направляют на осаждение меди. В качестве реагентов в процессе участвуют образовавшаяся в процессе выщелачивания сера и металлизированный осадитель (металлизированная фракция файнштейна). Ионы Cu2+ восстанавливаются до Cu+ по реакции (5), и затем переводятся в сульфид по реакции (6). В полученном кеке коллектируется остаток растворения сульфидной фракции файнштейна, содержащий невскрытые сульфиды цветных металлов и железа и благородные металлы. Кроме того, в кек осаждаются перешедшие в раствор благородные металлы, что делает передел осаждения меди барьером для потерь благородных металлов на переделах очистки раствора и электроэкстракции.The leach pulp without phase separation is directed to copper deposition. Sulfur and a metallized precipitant (metallized Feinstein fraction) formed in the process of leaching are involved as reagents in the process. Cu 2+ ions are reduced to Cu + by reaction (5), and then converted to sulfide by reaction (6). The resulting cake collects the remainder of the dissolution of the Feinstein sulfide fraction containing unopened sulfides of non-ferrous metals and iron and noble metals. In addition, noble metals that have passed into the solution are deposited in the cake, which makes the redistribution of copper deposition a barrier to the loss of noble metals in the redistribution of the solution and electroextraction.
Медный кек после отмывки отправляют в медное производство, где подвергают окислительному обжигу, в ходе которого сульфиды металлов переводят в оксиды, а серу сульфидов и элементарную серу - в сернистый газ, направляемый на производство серной кислоты. Огарок обжига выщелачивают в оборотном растворе электроэкстракции меди. Раствор выщелачивания направляют на электроэкстракцию меди, а остаток - на флотационное выделение концентрата благородных металлов. Тем самым организуют канал вывода благородных металлов из схемы. Камерный продукт подвергают восстановительному обжигу. После магнитной сепарации, в результате которой из схемы выводят балластные составляющие, магнитную фракцию огарка восстановительного обжига возвращают в никелевое производство и вместе с магнитной фракцией файнштейна используют для очистки от меди раствора выщелачивания.After washing, the copper cake is sent to the copper production, where it is subjected to oxidative roasting, during which metal sulfides are converted to oxides, and sulfide sulfur and elemental sulfur are converted to sulfur dioxide, which is sent to the production of sulfuric acid. The calcine cinder is leached in a circulating solution of copper electroextraction. The leach solution is sent to the electroextraction of copper, and the remainder to the flotation separation of the concentrate of precious metals. Thereby they organize a channel for the withdrawal of precious metals from the circuit. The chamber product is subjected to reduction firing. After magnetic separation, as a result of which the ballast components are removed from the circuit, the magnetic fraction of the reducing calcination cinder is returned to nickel production and, together with the magnetic Feinstein fraction, is used to clean the leach solution from copper.
Такая организация процесса исключает необходимость обеспечения условий максимальной селективности извлечения в раствор никеля по отношению к меди на переделе выщелачивания хлоридным раствором при подаче хлора и максимальной глубины срабатывания осадителя на переделе очистки от меди. Соответственно, процессы растворения и осаждения реализуют без применения повышенного давления в относительно недорогом оборудовании. Регулированием потенциала процесса достигают обеспечения соотношения перехода меди и никеля в раствор, соответствующего балансу меди и металлов-осадителей на переделе осаждения меди. При снижении потенциала выщелачивания перевод меди и никеля в раствор снижается и образуется избыток металлического осадителя (магнитной фракции огарка восстановительного обжига), который может быть запасен либо растворен на переделе выщелачивания. При повышении потенциала выщелачивания перевод меди и никеля в раствор возрастает, и металлический осадитель оказывается в дефиците, покрываемом из ранее организованного запаса.Such an organization of the process eliminates the need to ensure conditions for maximum selectivity of extraction of nickel in relation to copper at the leaching range of the chloride solution when chlorine is fed and the maximum depth of operation of the precipitator at the stage of copper removal. Accordingly, the dissolution and precipitation processes are carried out without the use of increased pressure in relatively inexpensive equipment. By controlling the potential of the process, it is ensured that the ratio of the transition of copper and nickel into the solution corresponds to the balance of copper and metal precipitators in the redistribution of copper deposition. With a decrease in the leaching potential, the transfer of copper and nickel into the solution decreases and an excess of metal precipitant (magnetic fraction of the cinder of the reductive calcination) is formed, which can be stored or dissolved at the leaching stage. With an increase in the leaching potential, the transfer of copper and nickel to the solution increases, and the metal precipitator is in deficit, covered from a previously organized reserve.
Осаждение меди происходит с участием не только никеля (реакции (5), (6)), но также кобальта и железа, находящихся в металлическом сплаве в составе металлизированной фракции файнштейна и в магнитной фракции огарка восстановительного обжига.Copper deposition takes place not only with nickel (reactions (5), (6)), but also with cobalt and iron, which are in the metal alloy as part of the metallized Feinstein fraction and in the magnetic fraction of the reducing calcination cinder.
Перед электроэкстракцией никеля полученный после осаждения меди в медный сульфидный кек раствор подвергают гидролитической очистке от железа и кобальта и экстракционной очистке от меди и цинка.Before electroextraction of nickel, the solution obtained after deposition of copper in copper sulfide cake is subjected to hydrolytic purification of iron and cobalt and extraction purification of copper and zinc.
В приведенных ниже примерах описаны варианты реализации изобретения.The following examples describe embodiments of the invention.
В опытах выщелачивания хлоридным раствором при подаче хлора использовали немагнитную (сульфидную) фракцию от разделения файнштейна состава, %: Ni - 43,64; Сu - 27,67; Со - 1,14; Fe - 2,93; S - 24,23 фракции <0,071 мм.In the experiments of leaching with a chloride solution while supplying chlorine, a non-magnetic (sulfide) fraction from the separation of the matte composition was used,%: Ni - 43.64; Cu - 27.67; Co - 1.14; Fe - 2.93; S - 24.23 fractions <0.071 mm.
В опытах очистки от меди - магнитную фракцию состава, %: Ni -56,43; Сu - 26,02; Со - 1,41; Fe - 3,43; S - 12,18 фракции 0,2 мм.In experiments on purification from copper, the magnetic fraction of the composition,%: Ni -56.43; Cu - 26.02; Co - 1.41; Fe - 3.43; S - 12.18 fractions of 0.2 mm.
В сравнительном опыте 5 выщелачивание хлоридным раствором при подаче хлора и очистку от меди вели с использованием измельченного файнштейна состава, %: Ni - 45,36; Сu - 27,45; Со - 1,18; Fe - 3,00; S - 22,61 без магнитной сепарации. В опыте 12 в качестве осадителя использовали металлизированный файнштейн состава, %: Ni - 49,16; Сu - 36,95; Со - 0,24; Fe - 0,34; S - 12,2.In comparative experiment 5, leaching with a chloride solution while supplying chlorine and purification from copper was carried out using a crushed matte matte composition,%: Ni - 45.36; Cu - 27.45; Co - 1.18; Fe - 3.00; S - 22.61 without magnetic separation. In experiment 12, a metallized composition matte was used as a precipitant,%: Ni - 49.16; Cu - 36.95; Co - 0.24; Fe 0.34; S - 12.2.
Пример 1Example 1
1,0 кг сульфидной фракции медно-никелевого файнштейна распульповали в 4,0 л хлоридного раствора состава, г/дм3: Ni - 66,2; Na - 19,6; НСl - 1,0 при температуре 95° С, и в пульпу начали подавать хлор. Потенциал раствора, снизившийся после загрузки твердого до уровня +100-+150 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения, в течение 20 минут поднялся до +430 мВ. В ходе опыта регулированием подачи хлора потенциал удерживали на этом уровне. Продолжительность опыта составляла 3 часа. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход остатка выщелачивания составил 36,5%, содержание Ni 5,6%, Сu 25,4%, S общей 64,6%, S элементарной 47%. Извлечение в раствор составило: Ni - 95,3%; Сu - 66, 5%. Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni - 170, Сu - 46.1.0 kg of the sulfide fraction of copper-nickel Feinstein was pulped in 4.0 l of a chloride solution of the composition, g / dm 3 : Ni - 66.2; Na - 19.6; Hcl - 1.0 at a temperature of 95 ° C, and chlorine was introduced into the pulp. The solution potential, which decreased after loading solid to the level of + 100- + 150 mV relative to the silver chloride reference electrode, rose to +430 mV within 20 minutes. During the experiment, by regulating the supply of chlorine, the potential was kept at this level. The duration of the experiment was 3 hours. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The leach residue yield was 36.5%, Ni content 5.6%, Cu 25.4%, S total 64.6%, S elemental 47%. Extraction into the solution was: Ni - 95.3%; Cu - 66.5%. The content in the leach solution, g / dm 3 : Ni - 170, Cu - 46.
Пример 2Example 2
В примере, аналогичном примеру 1, выщелачивание выполняли при потенциале 400 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 48,7%, содержание Ni - 10,0%, Сu - 38,2%, S общей - 48,5%, S элементарной - 22,3%. Извлечение в раствор составило: Ni - 88,8%; Сu - 32,7%, Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni-163, Сu - 22,6.In an example similar to Example 1, leaching was performed at a potential of 400 mV relative to a silver chloride reference electrode. The yield of the leach residue was 48.7%, the Ni content was 10.0%, Cu was 38.2%, S total was 48.5%, and elementary was 22.3%. Extraction into the solution was: Ni - 88.8%; Cu - 32.7%, Content in the leach solution, g / dm 3 : Ni-163, Cu - 22.6.
Пример 3Example 3
В примере, аналогичном примеру 1, выщелачивание выполняли при потенциале 375 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 63,6%, содержание Ni - 24,4%, Сu - 35,9%, S общей - 37,1%, S элементарной - 4,6%. Извлечение в раствор составило: Ni - 64,4%; Сu - 17,4%. Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni - 136, Сu - 12.In an example similar to example 1, leaching was performed at a potential of 375 mV relative to the silver chloride reference electrode. The yield of leach residue was 63.6%, the Ni content was 24.4%, Cu was 35.9%, S total was 37.1%, and elementary was 4.6%. Extraction into the solution was: Ni - 64.4%; Сu - 17.4%. The content in the leach solution, g / dm 3 : Ni - 136, Cu - 12.
Пример 4Example 4
В примере, аналогичном примеру 1, выщелачивание выполняли при потенциале 470 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 24,2%, содержание Ni - 4,0%, Сu - 1,4%, S общей - 92,1%, S элементарной - 88,8%. Извлечение в раствор составило: Ni - 97,8%; Сu - 98,8%. Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni - 173, Сu - 69.In an example similar to example 1, leaching was performed at a potential of 470 mV relative to the silver chloride reference electrode. The yield of the leach residue was 24.2%, the Ni content was 4.0%, Cu was 1.4%, S total was 92.1%, and elementary was 88.8%. Extraction into the solution was: Ni - 97.8%; Сu - 98.8%. The content in the leach solution, g / dm 3 : Ni - 173, Cu - 69.
Результаты определения извлечения никеля и меди в раствор в зависимости от потенциала выщелачивания приведены на фиг.2. Из данных примеров следует, что значимая селективность выщелачивания никеля по отношению к меди сохраняется до потенциала 430 мВ по хлорсеребряному электроду сравнения, а при потенциале ниже 400 мВ значительно снижается извлечение никеля в раствор, что определяет предпочтительный диапазон потенциалов реализации процесса выщелачивания.The results of determining the extraction of Nickel and copper in solution depending on the leaching potential are shown in figure 2. From these examples, it follows that the significant selectivity of nickel leaching with respect to copper is maintained up to a potential of 430 mV in the silver chloride reference electrode, and at a potential below 400 mV, nickel extraction into solution is significantly reduced, which determines the preferred range of potentials for implementing the leaching process.
Пример 5Example 5
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания измельченного не сепарированного файнштейна, полученную в опыте с параметрами по примеру 1, при перемешивании ввели 750 г (4,1 г/г меди в растворе) того же не сепарированного измельченного файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 105% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 20,1%, Сu - 41,9%, S общей - 34,2%, S элементарной - 6,1%. Извлечение в раствор из файнштейна на очистке от меди Ni - 36,4,8%; Со - 8,0%, Fe - 7,5%, суммарное извлечение на выщелачивании хлоридным раствором при подаче хлора и очистке от меди составило: Ni - 71,0%; Со - 50,2%; Fe -53,5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,11 г/дм3.750 g (4.1 g / g of copper in solution) of the same unseparated ground matte were introduced into the leach pulp cooled to 80 ° С in the leach pulp of the crushed non-separated matte matte obtained in the experiment with the parameters of Example 1. The duration of the experiment was 30 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 105% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 20.1%, Cu - 41.9%, S total - 34.2%, S elementary - 6.1%. Extraction into the solution from Feinstein on purification from copper Ni - 36.4.8%; Co - 8.0%, Fe - 7.5%, the total recovery by leaching with a chloride solution during the supply of chlorine and purification from copper was: Ni - 71.0%; Co - 50.2%; Fe -53.5%. The residual copper content in the leach solution of 0.11 g / DM 3 .
Пример 6Example 6
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания сульфидной фракции медно-никелевого файнштейна, полученную в соответствии с примером 1, при перемешивании ввели 212 г (1,15 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 116% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 8,5%, Сu - 49,5%, S общей - 39,1%, S элементарной - 11,7%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni -69,8%; Со - 70,0%; Fe - 74,5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,07 г/дм3.212 g (1.15 g / g of copper in solution) of the metallized Feinstein fraction were introduced into the pulp of leaching of the sulfide fraction of the copper-nickel Feinstein, obtained in accordance with Example 1, with stirring. The duration of the experiment was 30 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 116% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 8.5%, Cu - 49.5%, S total - 39.1%, S elementary - 11.7%. Extraction into solution from the metallized Feinstein fraction was: Ni -69.8%; Co - 70.0%; Fe - 74.5%. The residual copper content in the leach solution of 0.07 g / DM 3 .
Из примеров 5, 6 следует, что использование не разделенного на магнитную и немагнитную (сульфидную) фракции файнштейна на переделах выщелачивания хлоридным раствором при подаче хлора и очистки от меди определяет получение медного кека с отношением содержаний меди и никеля, равным 2,1, тогда как магнитная сепарация и использование металлизированной фракции на переделе очистки от меди определяет повышение этого соотношения до 5,8.From examples 5, 6 it follows that the use of Feinstein, which is not divided into magnetic and nonmagnetic (sulfide) fractions, in the leaching range with a chloride solution when supplying chlorine and purifying copper determines the production of copper cake with a ratio of copper and nickel contents equal to 2.1, whereas Magnetic separation and the use of a metallized fraction in the redistribution of copper removal determines an increase in this ratio to 5.8.
Пример 7Example 7
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, полученную в соответствии с примером 1, при перемешивании ввели 330 г (1,79 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 113,5% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 16,2%, Сu - 46,0%, S общей - 35,0%, S элементарной - 10,0%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 42,3%; Со - 70.0%; Fe - 74.5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,07 г/дм3.330 g (1.79 g / g copper in solution) of the metallized Feinstein fraction were introduced into the leach pulp cooled in accordance with Example 1, cooled to 80 ° C. The duration of the experiment was 30 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 113.5% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 16.2%, Cu - 46.0%, S total - 35.0%, S elementary - 10.0 % Extraction into the solution from the metallized Feinstein fraction was: Ni - 42.3%; Co - 70.0%; Fe - 74.5%. The residual copper content in the leach solution of 0.07 g / DM 3 .
Пример 8Example 8
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, полученную в соответствии с примером 1, при перемешивании ввели 184 г (1,0 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 114% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 8,1%, Сu - 47,8%, S общей - 41,1%, S элементарной - 14,4%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 70,5%; Со - 70.0%; Fe - 74.5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 6,1 г/дм.184 g (1.0 g / g of copper in solution) of the metallized Feinstein fraction were introduced into the leach pulp cooled in accordance with Example 1, cooled to 80 ° C. The duration of the experiment was 30 minutes. At the end of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 114% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 8.1%, Cu - 47.8%, S total - 41.1%, S elementary - 14.4%. Extraction into the solution from the metallized Feinstein fraction was: Ni - 70.5%; Co - 70.0%; Fe - 74.5%. The residual copper content in the leach solution is 6.1 g / dm.
Пример 9Example 9
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, полученную в соответствии с примером 4, при перемешивании ввели 535 г (1,95 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 104,5% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 11,3%, Сu - 51,1%, S общей - 35,9%, S элементарной - 9,7%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 72,6%; Со - 70,0%; Fe - 74,5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,12 г/дм3.535 g (1.95 g / g of copper in solution) of the metallized Feinstein fraction were introduced into the leach pulp cooled in accordance with Example 4, cooled to 80 ° C. The duration of the experiment was 30 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 104.5% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 11.3%, Cu - 51.1%, S total - 35.9%, S elementary - 9.7 % Extraction into the solution from the metallized Feinstein fraction was: Ni - 72.6%; Co - 70.0%; Fe - 74.5%. The residual copper content in the leach solution of 0.12 g / DM 3 .
Из примеров 7-9 следует, что перерасход осадителя (металлизированной фракции файнштейна) (пример 7) не повышает глубину очистки раствора от меди, но обусловливает ухудшение качества медного кека (повышенное содержание никеля). Недостаток осадителя (пример 8) не позволяет достичь требуемой глубины очистки раствора от меди. Выщелачивание сульфидной фракции файнштейна при высоком потенциале (пример 9) определяет глубокое извлечение меди в раствор и повышенное образование кислоты при окислении сульфидной серы до сульфатной, что обусловливает большой расход металлизированной фракции файнштейна.From examples 7-9 it follows that the overspending of the precipitator (metallized Feinstein fraction) (example 7) does not increase the depth of copper cleaning of the solution, but causes a deterioration in the quality of copper cake (increased nickel content). The lack of precipitant (example 8) does not allow to achieve the required depth of purification of the solution from copper. Leaching of the Feinstein sulfide fraction at high potential (Example 9) determines the deep extraction of copper into solution and increased acid formation during the oxidation of sulfide sulfur to sulfate, which leads to a large consumption of the metallized Feinstein fraction.
Пример 10Example 10
1,0 кг промытого и высушенного медного кека, полученного в опыте с параметрами, соответствующими опытам по примерам 1 и 5, обожгли в воздушной атмосфере при температуре 950° С в течение 3 часов. Выход огарка составил 75,7% от массы кека. 700 г огарка выщелочили в 7 л медного раствора состава, г/дм3: Сu - 35, Ni - 15, H2SO4 - 107 при температуре 70° С в течение 1 часа. Извлечение в раствор составило: Сu - 98%; Ni - 27%; Со - 27%; Fe - 2,7%. Выход остатка выщелачивания составил 16,4%. Остаток выщелачивания затем был подвергнут флотации с флотореагентом - бутиловым ксантогенатом - с получением флотоконцентрата благородных металлов (выход по массе составил 12,3%) и камерного продукта (выход по массе составил 87,7%). Извлечение благородных металлов во флотоконцентрат составило: Pt - 85%; Pd - 90%; Rh - 60%; Ru - 50%; Ir - 50%; Au - 80%; Ag - 90%. Извлечение в камерный продукт составило: Сu 80%; Ni - 97%; Со - 97%; Fe - 98%. Камерный продукт восстановили при температуре 800° С с использованием угля в качестве восстановителя, и огарок восстановительного обжига (выход 86,4%) подвергли магнитной сепарации для отделения не прореагировавшего угля и балластных составляющих. Выход магнитной фракции составил 81%, состав: Сu 2,0%, Ni - 56,6%; Со - 8,8%, Fe - 23,9%, S - 0,5%, O2 - 5,1%. Степень металлизации составила: Ni - 90%; Co - 80%; Fe - 70%.1.0 kg of washed and dried copper cake obtained in the experiment with parameters corresponding to the experiments in examples 1 and 5, were burned in air at a temperature of 950 ° C for 3 hours. The cinder yield was 75.7% of the cake mass. 700 g of cinder were leached in 7 l of a copper solution of the composition, g / dm 3 : Cu - 35, Ni - 15, H 2 SO 4 - 107 at a temperature of 70 ° C for 1 hour. Extraction into the solution was: Cu - 98%; Ni - 27%; Co - 27%; Fe - 2.7%. The yield of the leach residue was 16.4%. The leach residue was then flotated with a flotation reagent — butyl xanthogenate — to obtain a noble metal flotation concentrate (yield by weight was 12.3%) and chamber product (yield by weight was 87.7%). Extraction of precious metals in the flotation concentrate was: Pt - 85%; Pd - 90%; Rh - 60%; Ru - 50%; Ir - 50%; Au - 80%; Ag - 90%. The extraction into the chamber product was:
Пример 11Example 11
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, выполненного аналогично примеру 1, при перемешивании ввели 130 г (0,7 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна и 46 г (0,25 г/г меди в растворе) магнитной фракции огарка восстановительного обжига, полученного в опыте примера 10. Продолжительность опыта 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 117% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 7,0%, Сu - 49,1%, S общей - 40,0%, S элементарной - 12,4%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 75,7%; Со - 77,0%; Fe - 71,2%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,10 г/дм3. Кроме того, раствор содержал железо - 9,2 г/дм3, кобальт - 3,5 г/дм3, цинк - 0,012 г/дм3 и свинец - 0,032 г/дм3. Очистку раствора от железа выполняли продувкой воздухом с нейтрализацией кислоты гидролиза карбонатом никеля, от цинка и меди - экстракцией триоктиламином, от кобальта и свинца - хлором и карбонатом никеля с переводом кобальта в кобальтовый кек. Очищенный раствор содержал, г/дм3: никеля - 90, меди - 0,005, железа - 0,0008, кобальта - 0,010, цинка - 0,00024, свинца - 0,00015 и по содержанию примесей обеспечивал возможность получения электроэкстракцией высокомарочного никеля.130 g (0.7 g / g of copper in solution) of the metallized Feinstein fraction and 46 g (0.25 g / g of copper in solution) of the magnetic fraction of cinder were introduced into a leach pulp cooled in accordance with Example 1, cooled to 80 ° С reduction firing obtained in the experiment of example 10. The duration of the experiment is 30 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 117% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 7.0%, Cu - 49.1%, S total - 40.0%, S elementary - 12.4%. Extraction into the solution from the metallized Feinstein fraction was: Ni - 75.7%; Co - 77.0%; Fe - 71.2%. The residual copper content in the leach solution of 0.10 g / DM 3 . In addition, the solution contained iron - 9.2 g / dm 3 , cobalt - 3.5 g / dm 3 , zinc - 0.012 g / dm 3 and lead - 0.032 g / dm 3 . The solution was cleaned of iron by blowing with air to neutralize the acid of hydrolysis of nickel carbonate, from zinc and copper by extraction with trioctylamine, from cobalt and lead using chlorine and nickel carbonate with the conversion of cobalt to cobalt cake. The purified solution contained, g / dm 3 : nickel - 90, copper - 0.005, iron - 0.0008, cobalt - 0.010, zinc - 0.00024, lead - 0.00015, and by the content of impurities it was possible to obtain high-quality nickel by electroextraction.
Пример 12Example 12
В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания по примеру 1 при перемешивании ввели 365 г (2,0 г/г меди в растворе) металлизированного файнштейна. Продолжительность опыта 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 108% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni 9,9%, Сu 53,3%, S общей 34,7%, S элементарной 7,9%. Извлечение в раствор из металлизированного файнштейна составило: Ni - 69,7%; Со - 67,0%; Fe - 62,2%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,08 г/дм3.365 g (2.0 g / g of copper in solution) of a metallized matte mat was introduced into the leach pulp of Example 1 cooled to 80 ° C with stirring. The duration of the experiment is 30 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was filtered. The yield of copper cake was 108% of the total mass of solid in the leach pulp and the metallized fraction, the content of Ni in the cake was 9.9%, Cu 53.3%, S total 34.7%, S elemental 7.9%. Extraction into solution from a metallized Feinstein was: Ni - 69.7%; Co - 67.0%; Fe - 62.2%. The residual copper content in the leach solution of 0.08 g / DM 3 .
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009138072A RU2415956C1 (en) | 2009-10-14 | 2009-10-14 | Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009138072A RU2415956C1 (en) | 2009-10-14 | 2009-10-14 | Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2415956C1 true RU2415956C1 (en) | 2011-04-10 |
Family
ID=44052153
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009138072A RU2415956C1 (en) | 2009-10-14 | 2009-10-14 | Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2415956C1 (en) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2492253C1 (en) * | 2012-01-13 | 2013-09-10 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of producing nickel from sulfide ore stock |
| EA019818B1 (en) * | 2012-03-01 | 2014-06-30 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" (Сфу) | Separation method of copper-nickel nis matte |
| RU2533294C1 (en) * | 2013-04-16 | 2014-11-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Processing of nickel sulphide stock |
| RU2706400C1 (en) * | 2019-07-11 | 2019-11-18 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing copper-nickel sulphide materials |
| CN119824220A (en) * | 2025-03-18 | 2025-04-15 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Leaching method of copper and cobalt from low-sulfur and high-copper sulfide copper-cobalt concentrate |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3880653A (en) * | 1971-03-18 | 1975-04-29 | Falconbridge Nickel Mines Ltd | Chlorine leach process |
| GB1431590A (en) * | 1972-07-19 | 1976-04-07 | Du Pont | Recovery of copper |
| US4097271A (en) * | 1975-12-11 | 1978-06-27 | Cominco Ltd. | Hydrometallurgical process for recovering copper and other metal values from metal sulphides |
| US4135918A (en) * | 1977-05-13 | 1979-01-23 | The International Nickel Company, Inc. | Roast-reductive leach process for copper recovery |
| US4828809A (en) * | 1983-10-18 | 1989-05-09 | Falconbridge, Limited | Separation of nickel from copper in autoclave |
| RU2171856C1 (en) * | 2001-01-09 | 2001-08-10 | ОАО "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron |
| RU2244031C2 (en) * | 2003-02-25 | 2005-01-10 | ОАО "Институт Гипроникель" | Method for reprocessing of copper containing sulfide materials |
-
2009
- 2009-10-14 RU RU2009138072A patent/RU2415956C1/en active
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3880653A (en) * | 1971-03-18 | 1975-04-29 | Falconbridge Nickel Mines Ltd | Chlorine leach process |
| GB1431590A (en) * | 1972-07-19 | 1976-04-07 | Du Pont | Recovery of copper |
| US4097271A (en) * | 1975-12-11 | 1978-06-27 | Cominco Ltd. | Hydrometallurgical process for recovering copper and other metal values from metal sulphides |
| US4135918A (en) * | 1977-05-13 | 1979-01-23 | The International Nickel Company, Inc. | Roast-reductive leach process for copper recovery |
| US4828809A (en) * | 1983-10-18 | 1989-05-09 | Falconbridge, Limited | Separation of nickel from copper in autoclave |
| RU2171856C1 (en) * | 2001-01-09 | 2001-08-10 | ОАО "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron |
| RU2244031C2 (en) * | 2003-02-25 | 2005-01-10 | ОАО "Институт Гипроникель" | Method for reprocessing of copper containing sulfide materials |
Cited By (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2492253C1 (en) * | 2012-01-13 | 2013-09-10 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of producing nickel from sulfide ore stock |
| EA019818B1 (en) * | 2012-03-01 | 2014-06-30 | Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" (Сфу) | Separation method of copper-nickel nis matte |
| RU2533294C1 (en) * | 2013-04-16 | 2014-11-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Processing of nickel sulphide stock |
| RU2706400C1 (en) * | 2019-07-11 | 2019-11-18 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing copper-nickel sulphide materials |
| RU2706400C9 (en) * | 2019-07-11 | 2020-01-17 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing copper-nickel sulphide materials |
| WO2021006772A1 (en) * | 2019-07-11 | 2021-01-14 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for processing copper-nickel sulfide materials |
| CN114502752A (en) * | 2019-07-11 | 2022-05-13 | 公共股份公司矿业和冶金公司诺里尔斯克镍 | Method for processing copper sulfide and nickel sulfide materials |
| CN114502752B (en) * | 2019-07-11 | 2023-10-13 | 公共股份公司矿业和冶金公司诺里尔斯克镍 | Methods for processing copper sulfide and nickel sulfide materials |
| CN119824220A (en) * | 2025-03-18 | 2025-04-15 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Leaching method of copper and cobalt from low-sulfur and high-copper sulfide copper-cobalt concentrate |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
| RU2741429C1 (en) | Method and system for complete reprocessing of copper-nickel sulphide ore | |
| RU2149195C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery of nickel from nickel matte of two types | |
| US20100242681A1 (en) | Method for concentration of gold in copper sulfide minerals | |
| JP5439997B2 (en) | Method for recovering copper from copper-containing iron | |
| CN102994747A (en) | Technology for recovering metallic copper from high-lead copper matte | |
| JP2008527164A (en) | Method for recovering nickel and cobalt from resin eluate stream | |
| KR20090042996A (en) | Manufacture of metal nickel with low iron content | |
| EA014105B1 (en) | Processing of nickel ore or concentrates with sodium chloride | |
| US5622615A (en) | Process for electrowinning of copper matte | |
| JP2005060813A (en) | Method for refining copper raw materials containing copper sulfide minerals | |
| RU2415956C1 (en) | Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte | |
| CN102690946A (en) | Method for comprehensively extracting valuable metals from tellurium-containing polymetallic materials | |
| US20110283831A1 (en) | Process for the Recovery of Nickel and/or Cobalt from a Leach Solution | |
| CN1237641A (en) | Technological process for extracting Ni, Cu, Co and Mg from nickel sulfide preparation concentrate and making nickelferrite | |
| US4468302A (en) | Processing copper-nickel matte | |
| JP2011074406A (en) | Method for recovering valuables from noble metal-containing metal sulfide | |
| CN109971945A (en) | A kind for the treatment of process of coarse tin decoppered slag | |
| RU2706400C9 (en) | Method of processing copper-nickel sulphide materials | |
| TWI849921B (en) | Method for processing by-product of zinc hydrometallurgical process with reduced carbon emission | |
| RU2444573C2 (en) | Manufacturing method of concentrate of precious metals from sulphide copper-nickel raw material | |
| CN109913647B (en) | Wet processing method for recovering copper and zinc in bismuth middling | |
| RU2144091C1 (en) | Method of processing intermediate products in copper-and-nickel manufacture | |
| JP4631818B2 (en) | Method for hydrometallizing nickel oxide ore | |
| RU2261923C1 (en) | Method of processing of cobalt-bearing manganese-iron crust formations |