FI118225B - A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate - Google Patents

A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate Download PDF

Info

Publication number
FI118225B
FI118225B FI20060011A FI20060011A FI118225B FI 118225 B FI118225 B FI 118225B FI 20060011 A FI20060011 A FI 20060011A FI 20060011 A FI20060011 A FI 20060011A FI 118225 B FI118225 B FI 118225B
Authority
FI
Finland
Prior art keywords
concentrate
leaching
iron
reactor
oxidation
Prior art date
Application number
FI20060011A
Other languages
Finnish (fi)
Swedish (sv)
Other versions
FI20060011A (en
FI20060011A0 (en
Inventor
Mikko Ruonala
Ilkka Turunen
Heikki Takala
Marko Lahtinen
Original Assignee
Outokumpu Technology Oyj
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Outokumpu Technology Oyj filed Critical Outokumpu Technology Oyj
Priority to FI20060011A priority Critical patent/FI118225B/en
Publication of FI20060011A0 publication Critical patent/FI20060011A0/en
Priority to PCT/FI2006/000425 priority patent/WO2007077290A1/en
Priority to PE2007000004A priority patent/PE20071049A1/en
Publication of FI20060011A publication Critical patent/FI20060011A/en
Application granted granted Critical
Publication of FI118225B publication Critical patent/FI118225B/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0002Preliminary treatment
    • C22B15/0004Preliminary treatment without modification of the copper constituent
    • C22B15/0008Preliminary treatment without modification of the copper constituent by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/02Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of zinc oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Description

" t 1 118225't 1 118225

MENETELMÄ SULFIDISEN RIKASTEEN LIUOTUKSEN TEHOSTAMISEKSIMETHOD FOR EFFICIENT SOLUTION OF SULFIDIC CONCENTRATION

KEKSINNÖN ALAFIELD OF THE INVENTION

Keksintö kohdistuu menetelmään, jonka avulla tehostetaan sulfidisen, 5 arvometallia sisältävän rikasteen liuotusta metallin hydrometallurgisessa valmistusprosessissa. Tarkoituksena on nopeuttaa liuotuksen aikana kolmiarvoisella raudalla tapahtuvaa sulfidisen rikin hapettamista ja siten arvometallin liukenemista. Tämän aikaansaamiseksi ainakin osaa liuotuksessa muodostuneesta, kaksiarvoista rautaa sisältävästä liuoksesta hapetetaan 10 erillisessä, staattisilla sekoittajilla varustetussa putkimaisessa hapetusreaktorissa kolmiarvoisen raudan muodostamiseksi. Erityisen hyvin keksintö soveltuu sinkin hydrometallurgiseen valmistusmenetelmään, jossa raaka-aineena on sinkkirikaste ja jossa sinkkirikaste liuotetaan suoraan ilman pasutusta.The invention relates to a process for enhancing the dissolution of a sulphidic 5-valuable metal concentrate in a metal hydrometallurgical process. The purpose is to accelerate the oxidation of sulphidic sulfur during leaching with trivalent iron and thus the dissolution of the precious metal. To accomplish this, at least a portion of the divalent iron solution formed during leaching is oxidized in 10 separate tubular oxidation reactors with static stirrers to form a trivalent iron. The invention is particularly well suited for a hydrometallurgical production process of zinc, wherein the raw material is zinc concentrate and the zinc concentrate is directly dissolved without roasting.

15 .15th

KEKSINNÖN TAUSTABACKGROUND OF THE INVENTION

Sinkkirikasteen atmosfääristä suoraliuotusteknologiaa on kuvattu useissa patenteissa kuten US 6340450 ja Fl 109457. Toisaalta tämän keksinnön mukaista menetelmää voidaan vastaavasti käyttää myös muiden metallien, 20 kuten kuparin, hydrometallurgisessa tuotannossa, jos raaka-aineena on • · · sulfidisia kupariyhdisteitä sisältävä rikaste.On the other hand, the process of the present invention can be similarly used in the hydrometallurgical production of other metals, such as copper, if the raw material is a concentrate containing • · · sulfide-copper compounds.

• · · • · • φ * · · · * *·:·* Ennestään on tunnettua, että sulfidisten, arvometallia sisältävien rikasteiden * · t • · *···* arvometalli, kuten sinkki, kupari tai nikkeli, voidaan liuottaa rikastemineraaleista . 25 liukoiseen muotoon käyttämällä hyväksi kolmiarvoisessa muodossa olevan • · * raudan hapetusvoimaa. Alla on esitetty liukenemisen pääreaktiot, joista näh- * · • · *!* dään, että esimerkiksi rikasteen sinkkisulfidin liuetessa ferrirauta hapettaa sulfi- * * din elementtirikiksi ja samalla ferrirauta pelkistyy ferroraudaksi. Jotta liu- * · · • · *·;·* kenemisreaktio jatkuisi, ferrorauta täytyy hapettaa takaisin ferriraudaksi. Hapet- 1 timena käytetään yleensä mahdollisimman puhdasta happikaasua. Raudan ha- • · · petuksessa neutraloituu rikkihappoa reaktioyhtälön (2) mukaisesti.It is known in the art that precious metals such as zinc, copper or nickel can be leached from sulphide minerals, such as zinc, copper or nickel. 25 soluble forms utilizing the oxidizing power of • · * iron in trivalent form. Below are the principal dissolution reactions which show that, for example, when the zinc sulphide of the concentrate dissolves, ferric iron oxidizes the sulphide into elemental sulfur, and at the same time ferric iron is reduced to ferrous iron. For the solubilization reaction to continue, the ferrous iron must be oxidized back to ferric iron. Oxygen gas, which is as pure as possible, is usually used as the oxidizing agent. In iron oxidation, sulfuric acid is neutralized according to reaction equation (2).

2 1182252 118225

ZnS + Fe2(S04)3 -> ZnS04 + 2 FeS04 + S° (1) 2 FeS04 + 1/2 02 + H2S04 Fe2(S04)3 + H20 (2) 5 Liuotuksessa muodostunut arvometallipitoinen sulfaattiliuos kuten sinkkisulfaattiliuos johdetaan neste-kiintoaine-erotuksen jälkeen liuospuh-distukseen ja edelleen metallin elektrolyyttiseen talteenottoon. Riittävän suuren liukenemisnopeuden saavuttamisessa liuoksessa täytyy olla riittävästi rautaa.ZnS + Fe 2 (SO 4) 3 -> Zn SO 4 + 2 FeSO 4 + S ° (1) 2 FeSO 4 + 1/2 O 2 + H 2 SO 4 Fe 2 (SO 4) 3 + H 2 O (2) 5 A precious metal sulphate solution such as zinc sulphate solution after separation for solution purification and further for electrolytic metal recovery. In order to achieve a sufficiently high dissolution rate, sufficient iron must be present in the solution.

Rauta liuokseen saadaan raaka-aineesta eli sinkkirikasteesta tai toisaalta 10 mahdollisesti pasutteesta, jos prosessikokonaisuuteen kuuluu myös pasutteen liuotus. Raaka-aineen rautapitoisuudesta ja sen liukoisen raudan osuudesta riippuen voidaan käyttää erilaisia prosessiteknisiä ratkaisuja, kuten sisäisiä rautasakan saostuksia ja kierrätyksiä, riittävän rautapitoisuuden ylläpitämiseksi liuotusprosessissa. Kiintoaineeseen jäänyt rikki voidaan erottaa esimerkiksi 15 vaahdottamalla ja rauta saostetaan halutussa muodossa esimerkiksi jarosiittina, götiittinä tai hematiittina.Iron in the solution is obtained from the raw material, ie zinc concentrate or on the other hand 10 possibly from the roast, if the process unit also involves the leaching of the roast. Depending on the iron content of the raw material and its soluble iron content, various process engineering solutions, such as internal iron precipitate precipitation and recycling, can be used to maintain sufficient iron content in the leaching process. Sulfur remaining in the solid can be separated, for example, by flotation and the iron is precipitated in the desired form, for example as jarosite, goethite or hematite.

Rikasteen liuotusprosessissa rikaste syötetään ensin rikasteen liettoreaktoriin, *:*" jonne syötetään myös kolmiarvoista rautaa ja vapaata rikkihappoa sisältävää 20 vesiliuosta. Liettoreaktorista liete jatkaa matkaa varsinaisiin liuotusreaktoreihin, ♦ ·· joita on kytketty useampia sarjaan. Liuotusprosessin alkupäässä liukeneminen ··« on kiivasta ja suurin osa siitä tapahtuu ensimmäisessä ja toisessa reaktorissa.In the concentrate leaching process, the concentrate is first fed to the concentrate lithium reactor, *: * "where 20 aqueous solutions of trivalent iron and free sulfuric acid are also fed. From the lithium reactor, the sludge proceeds to the actual leaching reactors, ♦ ·· some of it occurs in the first and second reactors.

Loput reaktorit toimivat siten liuotusprosessin kestoa kasvattavina reaktoreina, ··« *···* joissa liuotetaan loppu liukenevasta sinkistä. Perinteisesti rikasteen liuotusaika 25 on atmosfäärisessä liuotusprosessissa luokkaa 20 - 24 h.The remainder of the reactors thus act as reactors to increase the duration of the leaching process, in which the remainder of the soluble zinc is leached. Conventionally, the concentrate leaching time 25 in the atmospheric leaching process is of the order of 20-24 hours.

• * * • · · .• * * • · ·.

* · « *·· * * **:*' Sinkkirikasteen atmosfäärisessä suoraliuotusprosesseissa on huomattu, että • · .* · «* ·· * * **: * 'It has been observed in the atmospheric direct leaching processes of zinc concentrate that • ·.

""· etenkin liuotusprosessin alkupäässä eli reaktorisarjan ensimmäisessä reakto- • * · rissa liuoksen ferrirautapitoisuus laskee liukenemisreaktion kiivauden takia hy-30 vin alas. Toisin sanoen pääosa liuoksen raudasta on ferromuodossa. Tämä joh- » ·* tuu siitä, että ferroraudan hapettuminen takaisin ferriraudaksi ei yleensä ole riittävän nopeaa ja tehokasta, vaikka reaktoreihin syötettäisiin ylimäärin happea 1 118225 3 :·- ja, koska kolmiarvoiseksi hapetettu rauta reagoi välittömästi lietteessä ylimäärin olevan rikasteen metallisulfidin kanssa. Tästä luonnollisesti seuraa se, että tehokas rikasteen liuotus estyy ja liuotukseen tarvittavan ajan sekä samalla tarvittavien reaktoreiden koko kasvaa."" · Especially at the beginning of the leaching process, the first reactor in the reactor series, * * · the ferric iron content of the solution decreases well due to the bitterness of the leaching reaction. In other words, most of the iron in the solution is in ferrous form. This results from the fact that the oxidation of ferric iron back to ferric iron is generally not fast enough and efficient even when reactors are supplied with excess oxygen 1111525 3: · and since the trivalent oxidized iron reacts immediately with the excess metal sulphide in the concentrate in the slurry. Naturally, this results in the impediment of efficient concentrate leaching and the size of reactors required for leaching and the size of the reactors.

55

Raudan hitaan hapettumisen ja rikasteen hitaan liuotuksen ongelmia on pyritty ratkaisemaan esimerkiksi rikasteen liuotusprosessin avulla, jota on kuvattu EP-julkaisussa 1 245 686. Menetelmälle on olennaista, että rikasteen liuotukseen käytettävä, vapaata rikkihappoa ja ferrirautaa sisältävä liuos johdetaan jo rikas-10 teen jauhatusvaiheeseen. Jotta ferrorautaa saadaan hapetettua ferriraudaksi, ainakin osa prosessista suoritetaan paineistetussa tilassa. Menetelmän mukaisesti voidaan koko rikasteen liuottaminen tehdä autoklaavissa korotetussa happipaineessa. Tällöin raudan hapettuminen ja rikasteen liukeneminen on nopeaa. Paineliuotusprosessien ongelmana ovat kuitenkin tunnetut autoklaavi-15 prosessien ongelmat, kuten korkeat investointi- ja käyttökustannukset sekä monimutkainen ja vaikea operointi korkean paineen vuoksi. Hapen dispergointi liuokseen ei ole autoklaavissa tehokasta ja tämän vuoksi joudutaan käyttämään suhteellisen korkeita paineita (0,7 - 1,0 MPa) tehokkaan raudan hapettumisen *!**: ja nopean rikasteen liukenemisen saavuttamiseksi.Attempts have been made to solve the problems of slow oxidation of iron and slow leaching of the concentrate, for example by the concentrate leaching process described in EP 1 245 686. It is essential that the leaching solution containing free sulfuric acid and ferric iron is already passed to the rich-10 mill. In order to oxidize ferric iron to ferric iron, at least part of the process is carried out in a pressurized state. According to the method, dissolution of the entire concentrate can be done in an autoclave under elevated oxygen pressure. Then iron oxidation and concentrate dissolution are rapid. However, the problems of pressure leaching processes are known problems of autoclave-15 processes, such as high investment and operating costs and complicated and difficult operation due to high pressure. The dispersion of oxygen in the solution is not efficient in the autoclave and therefore relatively high pressures (0.7 to 1.0 MPa) have to be applied to achieve efficient iron oxidation *! ** and rapid concentration of the concentrate.

·:··: 20 * · EP-julkaisussa 1 245 686 on myös esitetty tapa atmosfäärisen ja paineliuotuk- * · * " ' sen yhdistämiseksi. Sen lisäksi, että happo- ja ferrirautapitoinen liuos johdetaan jauhatusvaiheeseen, menetelmän yhteen vaihtoehtoon kuuluu paineistetun re- • · *···* aktorin yhdistäminen atmosfääriseen liuotusvaiheeseen. Paineistetun reaktorin 25 tarkoituksena on toimia prosessin osana, jossa ferrorauta hapetetaan ferri- » · · *;;;’ raudaksi. Paineistettu reaktori on julkaisun mukaan vain joko suora paineistettu • * **;·* putki tai toisaalta monimutkaisempi autoklaavilaitteisto. Pelkässä paineistetussa putkessa happi liukenee kuitenkin huonosti, koska sen dispergointi liuokseen ei • · · ole tehokasta puutteellisen sekoittumisen vuoksi.·: ··: 20 * · EP 1 245 686 also discloses a method of combining atmospheric and pressure leaching. In addition to the acid and ferric iron solution being passed to the milling step, one option of the method involves a pressurized The purpose of the pressurized reactor 25 is to serve as a part of the process of oxidizing ferrous iron to ferric. The pressurized reactor is said to be either direct pressurized * * **; · * tube or more complex autoclave equipment, however, in a pressurized tube alone, oxygen is poorly soluble because it is not efficient to disperse in solution due to insufficient mixing.

·:· 30 *·*··: · 30 * · * ·

Paineistetusta reaktorista ferrirautapitoinen liuos tai liete palautetaan takaisin jauhatukseen ja sieltä varsinaiseen atmosfääriseen liuotusreaktoriin. Julkaisun 4 118225 mukaan useampaan osaan jaettua autoklaavilaitteistoa voidaan käyttää raudan tehokkaaseen hapettamiseen ja johtaa ferriraudan sisältävä liete tai liuos edelleen atmosfääriseen liuotukseen. Toisin sanoen kysymyksessä on atmosfäärisen ja paineliuotuslaitteiston yhdistelmä, joka edelleen sisältää autoklaavilait-5 teiston ja -prosessin ongelmat.From the pressurized reactor, the ferrous iron solution or slurry is returned to the mill and thence to the actual atmospheric leaching reactor. According to Publication 4118225, a plurality of autoclave equipment may be used for efficient oxidation of iron and further lead to ferrous iron-containing slurry or solution for atmospheric leaching. In other words, it is a combination of atmospheric and pressure leaching equipment, which still contains the problems of the autoclave apparatus and process.

EP-julkaisun 1 245 686 mukaisessa menetelmässä on yhtenä olennaisena piirteenä hapettavan liuoksen johtaminen rikasteen jauhatusvaiheeseen. Jauhatuksen avulla nähtävästi halutaan osaltaan tehostaa rikasteen liukenemista. Ri-10 kasteen jauhamisen sisältävän liuotuslaitteiston toteuttaminen teollisessa mittakaavassa on kuitenkin vaikeaa ja kallista. Toisaalta etenkin sinkkirikastemarkki-noilla on ollut trendinä viimeiset 20 vuotta rikasteiden partikkelikoon lasku, joten rikasteen suoraliuotusprosessille soveltuvien pienen partikkelikoon omaavien rikasteiden osuus on koko ajan kasvanut.One essential feature of the process of EP 1 245 686 is the introduction of an oxidizing solution into the concentrate refining step. Grinding apparently contributes to enhancing the dissolution of the concentrate. However, implementation of a dissolution apparatus containing Ri-10 dewatering on an industrial scale is difficult and costly. On the other hand, especially in the zinc concentrate market, there has been a trend of declining particle size of concentrates for the last 20 years, so the proportion of small particle size concentrates suitable for the direct concentrate leaching process has increased.

1515

KEKSINNÖN TARKOITUSPURPOSE OF THE INVENTION

Esillä olevan keksinnön mukaisen menetelmän tarkoituksena on tarjota tehokkaampi metallisulfidien liuotusmenetelmä, jossa on erityisesti parannettu hapen *:*·: dispergointia ja raudan hapetusvaihetta. Siten tarkoituksena on tehostaa sulfi- ·:*·: 20 disen, arvometallia sisältävän rikasteen liuotusta hapettamalla ainakin osa liuo- tukseen käytetystä ja ferrorautaa sisältävästä liuoksesta ferriraudaksi liuotus- • * · vaiheen ulkopuolisessa hapetuslaitteistossa, joka on edullisesti varustettu te- hokkaan sekoituksen aikaansaavilla staattisilla sekoittajilla. Menetelmän mukai- • * * sesti rikasteen tehokas liuotus saadaan siten aikaan ilman koko rikastemäärän 25 syöttämistä autoklaaviin tai rikasteen jauhamista liuotuksen yhteydessä.The object of the process of the present invention is to provide a more efficient method of dissolving metal sulfides, which in particular has improved oxygen *: * ·: dispersion and iron oxidation step. Thus, it is intended to enhance the dissolution of sulfite:: * ·: 20 precious metal concentrate by oxidizing at least a portion of the solution used for leaching and ferro-iron to ferric iron in the dissolution * * · oxidation apparatus, preferably equipped with static mixers for efficient mixing . Thus, according to the method, efficient concentrate dissolution is achieved without feeding the entire concentrate into the autoclave or grinding the concentrate during dissolution.

• · · * · · · · · ·• · · * · · · · · ·

V KEKSINNÖN YHTEENVETOV. SUMMARY OF THE INVENTION

Keksintö kohdistuu menetelmään sulfidisen, ainakin yhtä arvometallia *·* sisältävän rikasteen arvometallin liuotuksen tehostamiseksi metallin '/l· 30 hydrometallurgisessa valmistusprosessissa. Menetelmän tarkoituksena on :„.ϊ nopeuttaa liuotusvaiheen aikana tapahtuvaa sulfidisen rikin hapettamista ja siten arvometallin liukenemista, ja tämän aikaansaamiseksi ainakin osa 5 : 118225 liuotuksessa muodostuneesta, kaksiarvoista rautaa sisältävästä liuoksesta hapetetaan erillisessä, staattisilla sekoittajilla varustetussa putkimaisessa hapetusreaktorissa ja hapetettu, terrirautaa sisältävä liuos palautetaan rikasteen liuotusvaiheeseen.The invention relates to a process for enhancing the dissolution of a precious metal containing a sulfidic concentrate containing at least one precious metal * · * in the hydrometallurgical process of metal '/ l · 30. The purpose of the process is: "to accelerate the oxidation of the sulfide sulfur during the leaching step and thus the leaching of the precious metal, and to achieve this, at least part of the bivalent iron solution the leaching stage.

55

Hapetus on edullista suorittaa mahdollisimman puhtaan hapen avulla. Rikasteen liuotusvaihe suoritetaan atmosfäärisessä paineessa ja lämpötilassa. Hapetusreaktorissa tapahtuvan hapetusvaiheen lämpötila säädetään olemaan rikin sulamispisteen alapuolella. Hapetusreaktori toimii joko atmosfäärisessä 10 paineessa tai edullisesti matalassa ylipaineessa, korkeintaan luokkaa 0,5 MPa.The oxidation is preferably carried out with as pure oxygen as possible. The concentrate leaching step is carried out at atmospheric pressure and temperature. The temperature of the oxidation step in the oxidation reactor is adjusted to be below the melting point of sulfur. The oxidation reactor operates at either atmospheric pressure or preferably low pressure, up to about 0.5 MPa.

Erityisesti keksintö liittyy sinkin hydrometallurgiseen valmistusmenetelmään, jossa raaka-aineena on sinkkirikaste ja joka sinkkirikaste liuotetaan suoraan ilman pasuttamista.In particular, the invention relates to a hydrometallurgical process for the production of zinc, wherein the raw material is zinc concentrate and the zinc concentrate is directly dissolved without roasting.

1515

Keksinnön olennaiset tunnusmerkit käyvät esille oheisista vaatimuksista. KUVALUETTELOThe essential features of the invention will be apparent from the appended claims. LIST OF FIGURES

*:**: Kuvassa 1 on esitetty virtauskaavio eräästä keksinnön mukaisesta suoritus- *:**: 20 muodosta, jossa sinkkirikasteen liuotus suoritetaan sulfaattipohjaisena liuotuk- sena, ja kuva 2 on graafinen esitys staattisen sekoittimen sisältävän reaktorin ja pelkän putkireaktorin sisältävän laitteiston vertailusta sinkkirikasteen liuotuksessa liuo- • · * tuksen saantikäyrien avulla esitettynä.*: **: Figure 1 is a flow diagram of an embodiment of the invention in which the leaching of zinc concentrate is carried out as a sulphate-based solution, and Figure 2 is a graphical representation of a comparison of a static mixer reactor and a tube reactor-only apparatus for zinc concentrate solutions. • · * plotted against solubility curves.

25 ♦25 ♦

KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUSDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

* · · • · *·"* Keksinnön mukaisesti sulfidisen rikasteen liuotuksen yhteydessä kaksiarvoi- seksi ferroraudaksi pelkistynyt rauta hapetetaan takaisin ferriraudaksi ainakin * * * .According to the invention, the iron reduced to bivalent ferric iron during leaching of the sulfide concentrate is oxidized back to ferric iron at least * * *.

osittain varsinaisen liuotusvaiheen ulkopuolella olevassa lisälaitteistossa. Luonti· 30 noliisesti hapetuksessa käytettävää happea voidaan syöttää myös varsinaisen liuotusvaiheen liuotusreaktoreihin. Tässä tapauksessa mainittua lisälaitteistoa käytetään vain esimerkiksi reaktoreihin menevän happisyötön lisäksi reaktori- ' 6..partially in auxiliary equipment outside the actual dissolution step. Creation · 30 of the oxygen used in the oxidation can also be fed to the leaching reactors of the actual leaching stage. In this case, said auxiliary equipment is used only in addition to the oxygen supply to the reactors, for example.

118225 sarjan ensimmäisen reaktorin yhteydessä, jossa liukeneminen on kaikkein nopeinta ja jossa raudan hapetusvaikutus on usein riittämätöntä tehokkaan liukenemisen kannalta. Pienissä ferrirautapitoisuuksissa on jo pienenkin ferrirautapi-toisuuden lisäyksen todettu nopeuttavan merkittävästi rikasteen liuotusta.118225 series first reactor, where dissolution is the fastest and where the oxidizing effect of iron is often insufficient for efficient dissolution. At low ferric iron concentrations, even a small increase in ferric iron content has been found to significantly accelerate concentrate leaching.

55

Hapen dispergoinnin ja raudan hapettumisen tehostamiseksi ja nopeuttamiseksi keksinnön mukaisessa menetelmässä käytetään hapetusreaktorina edullisesti putkimaista reaktoria, joka on varustettu staattisilla sekoittimilla. Staattisilla sekoittimilla saadaan happikaasun kuplakokoa pienennettyä ja siten aineensiir-10 topinta-alaa suurennettua. Lisäksi kaasu-nesteaineensiirtokerrointa saadaan parannettua. Näiden asioiden seurauksena saadaan happikaasun liukenemista ja edelleen raudan hapettumista nopeutettua.In order to enhance and accelerate oxygen dispersion and iron oxidation, the oxidation reactor preferably utilizes a tubular reactor equipped with static mixers. With static mixers, the size of the oxygen gas bubble can be reduced and thus the mass transfer area 10 increased. In addition, the gas-liquid transfer rate can be improved. As a result, the dissolution of oxygen gas and further oxidation of iron can be accelerated.

Staattiset sekoittimet ovat yleensä putkireaktoriin liitettäviä sekoittimia, jotka ei-15 vät sisällä liikkuvia osia, vaan niiden sekoitustehokkuus perustuu putken sisälle eri tavoin muotoiltuihin elementteihin. Putkeen syötettävä neste ja kaasu joutuvat muuttamaan suuntaansa jatkuvasti ja samalla jakautumaan useaksi osavir-raksi, jotka taas hetkellisesti yhtyvät ja jakaantuvat sitten uudelleen satunnai-*:··· siksi osavirroiksi. Kun putki on varustettu staattisella sekoittimella, esimerkiksi *:··: 20 kaasun dispergoiminen nesteeseen tehostuu moninkertaiseksi pelkkään put- :***: keen nähden. Lisäksi staattisella sekoittimella sekoitus on tasaista siten, että * · · ' ·[[[· konsentraatioprofiili on putken poikkipinnan suhteen on tasaista ja aksiaalinen dispersio on vähäistä. Tästä syystä pitoisuudet ja muut olosuhteet reaktorissa • · · ovat tasaisia, mikä helpottaa prosessin hallintaa. Olosuhteet putki reaktorissa 25 vaikuttavat siten, että virtausnopeus ja paine putkessa tehostavat putkireaktorin φ , toimintaa.Static agitators are generally agitators connected to a tubular reactor which do not contain moving parts, but their mixing efficiency is based on variously shaped elements inside the tubing. The liquid and gas supplied to the tube are forced to change direction continuously, and at the same time divide into several sub-currents, which again converge and then redistribute to random - *: ··· such sub-currents. When the tube is provided with a static mixer, for example, the dispersion of *: ··: 20 gas into the liquid is multiplied by more than the tube alone: ***. In addition, with a static mixer, the mixing is uniform so that the concentration profile * · · '· [[[·] is constant with respect to the cross-section of the pipe and the axial dispersion is small. For this reason, the concentrations and other conditions in the reactor are stable, which facilitates process control. The conditions in the tube reactor 25 influence the flow rate and pressure in the tube to enhance the operation of the tube reactor φ.

* * * • · * * * * * *:*·: Sulfidisen rikasteen liuotusmenetelmää kuvataan ohessa viitaten virtauskaavi- M» ;...i oon 1. Rikasteen liuotus tapahtuu rikasteen liuotusreaktorissa 1, johon rikaste- ··· 30 liete 5 syötetään. On huomioitava, että tässä koko liuotusvaihe on kuvattu yh- ··«* :***: dellä reaktorilla, vaikka liuotus normaalisti käsittää useamman reaktorin. Rikas- • * · te ja ferrirautaa ja vapaata rikkihappoa sisältävä prosessiliuos sekoitetaan erilli- 7 118225 sessä liettoreaktorissa (ei tarkemmin kuvassa), jolloin rikasteessa mahdollisesti olevat karbonaattiset yhdisteet liukenevat ja muodostunut hiilidioksidi vapautuu. Rikasteen liukenemisen aikana liuoksessa oleva ferrirauta pelkistyy ferro-raudaksi ja liuoksen hapetusvoima heikkenee. Tämän vuoksi osa lietteestä 5 pumpataan pumpulla 2 putkireaktorin 3 läpi. Ennen putkireaktoria 3 lietteen sekaan syötetään happea 4. Lietteeseen syötetty happi dispergoidaan putkireak-torissa staattisten sekoittimien ja mahdollisesti pienen korotetun paineen (ylipaine 1 - 5 bar = 0,1 - 0,5 MPa) avulla ja liuoksen ferrorauta saadaan tehokkaasti hapetettua takaisin ferriraudaksi. Liete, jossa kaikki rauta on ferrirautana, 10 palautetaan liuotusreaktoriin 1. Lisäksi on huomattava, että happea voidaan syöttää myös suoraan ensimmäiseen reaktoriin, jolloin putkireaktoria käytetään lisäprosessilaitteena hapen dispergointia ja raudan hapetusta tehostamaan. Jatkuvatoimisessa prosessissa liuotusreaktoriin syötettyä määrää vastaava lie-temäärä 6 otetaan ulos reaktorista.* * * • · * * * * * *: * ·: The sulfide concentrate leaching process is described below with reference to flow diagram M »; ... i o 1. The concentrate leaching takes place in the concentrate leaching reactor 1, to which the concentrate 5 is fed. . It is to be noted that the whole leaching step here is described by a · ··· *: *** reactor, although leaching normally comprises several reactors. The rich concentrate and process solution containing ferric iron and free sulfuric acid are mixed in a separate lithium reactor (not shown in detail), whereupon any carbonate compounds present in the concentrate are dissolved and the carbon dioxide formed. During the dissolution of the concentrate, the ferric iron in the solution is reduced to Ferro iron and the oxidizing power of the solution is reduced. Therefore, part of the slurry 5 is pumped by pump 2 through the tubular reactor 3. Before the tubular reactor 3, oxygen is fed to the slurry 4. Oxygen fed to the slurry is dispersed in the tubular reactor with static mixers and possibly a slight elevated pressure (overpressure 1-5 bar = 0.1-0.5 MPa) and the ferrous iron in the solution is effectively oxidized back to ferric iron. The slurry, in which all the iron is ferric iron, is returned to the leaching reactor 1. Furthermore, it should be noted that oxygen can also be fed directly to the first reactor, whereby the tubular reactor is used as an additional process device to enhance oxygen dispersion and iron oxidation. In a continuous operation, the amount of slurry 6 corresponding to the amount fed to the leaching reactor is withdrawn from the reactor.

Ί5Ί5

Kun putkireaktori varustetaan staattisilla sekoittimilia, hapen dispergointi rikasteen liuotukseen käytettävään liuokseen tehostuu huomattavasti. Samalla hapen käytön hyötysuhde kasvaa ja hapen kulutusta voidaan pienentää. Suurin *:··; hyöty putkireaktorista saadaankin, kun hapen syöttömäärä on mahdollisimman ·:· : 20 lähellä tarvittavaa määrää, toisin sanoen, kun ei käytetä suurta happiylimäärää.When the tubular reactor is equipped with static stirrers, the dispersion of oxygen in the concentrate leach solution is greatly enhanced. At the same time, the efficiency of oxygen utilization increases and oxygen consumption can be reduced. Maximum *: ··; the benefit of a tubular reactor is obtained when the oxygen supply is as high as possible:::: 20 close to the required amount, that is, when a large excess of oxygen is not used.

Lisäksi putkireaktorilla saavutettavat hyödyt korostuvat vielä teollisessa mitta-kaavassa, kun pienen mittakaavan laitteistosta johtuvat putkireaktorin seinämä- :.·.ϊ vaikutukset pienenevät.In addition, the benefits of a tubular reactor are even more pronounced on an industrial scale as the effects of small-scale equipment on a tubular reactor wall:. · .Ϊ.

• · · ··'· • · • * · .i 25 Keksintömme mukaisessa menetelmässä ei rikasteen liukenemisnopeuden te- :*i.: hostamiseksi ei tarvita muita laitteita kuin liuotusvaiheen ulkopuolinen, edulli- • · * • · *·;·* sesti matalassa ylipaineessa toimiva, staattisilla sekoittimilia varustettu putki- **·*“· mainen reaktori, jonne ainakin osa rikasteen liuotusreaktioihin tarvittavasta ha- pestä syötetään. Keksinnön mukainen ratkaisu on helposti liitettävissä olemas- ··· 30 sa olevan prosessilaitteiston yhteyteen. Tällöin ei varsinaisen prosessin olosuh- ·*·* teitä tarvitse muuttaa vaan rikasteen liuotusvaiheen lämpötila, liuoksen koostu-• · · 1 " 8' ^ ' 118225 mus, atmosfääriset olosuhteet ja lietteen klintoainepitoisuus voidaan pitää ennallaan.In the process of the present invention, no concentration of dissolution rate of the concentrate is required: no host equipment is required other than the off-leaching step, preferably; low-pressure, tubular reactor with static stirrers ** · * “· into which at least part of the oxygen needed for the concentrate leaching reactions is fed. The solution according to the invention is easily connectable to existing process equipment. In this case, the actual process conditions do not need to be changed but the concentration of the concentrate leaching stage, the composition of the solution, the atmospheric conditions and the slurry concentration of the slurry can be maintained.

Keksintöä kuvataan vielä oheisten esimerkkien avulla.The invention is further illustrated by the following examples.

5 ESIMERKIT:5 EXAMPLES:

Esimerkki 1Example 1

Kokeissa käytettiin laitteistoa, joka koostui 200 litran sekoitussäiliöstä sekä 10 kolmen metrin pituisesta putkireaktorista (putkikoko DN 32). Sekoitussäiliö kuvaa menetelmän liuotusvaihetta. Kokeissa käytetyn liuoksen kokonaismäärä oli 60 litraa. Ennen kokeen alkamista liuoksen koostumus oli seuraavanlainen: 40 g/l rikkihappoa, 10 g/l ferrosulfaattia, 1 g/l kuparisulfaattia ja 120 g/l sinkkirikas-tetta. Kuparisulfaatilla säädetään liuoksen kuparipitoisuus vastaamaan suunnil-15 leen normaalia prosessiliuosta, sillä kuparilla on ferroraudan hapettumisessa katalyyttinen vaikutus. Rikasteen koostumus analyysin perusteella oli seuraavanlainen: 51,8 % sinkkiä, 35,1 % rikkiä, 3,08 % rautaa, 2,96 % lyijyä ja 0,052 % kuparia. Koeajojen aikana liuoksen rikkihappopitoisuus pidettiin suunnilleen ·:**: vakiona. Tämä tapahtui lisäämällä liuotuskokeen aikana useammassa erässä ·:· : 20 sellainen määrä rikkihappoa, mitä rikasteen liukenemisessa arvioitiin kuluneen sekä seuraamalla liuosnäytteistä lietteen rikkihappopitoisuutta.The tests consisted of an apparatus consisting of a 200 liter mixing tank and 10 three meter tube reactors (tube size DN 32). The mixing tank describes the dissolution step of the process. The total amount of solution used in the experiments was 60 liters. Before the start of the experiment, the composition of the solution was as follows: 40 g / l sulfuric acid, 10 g / l ferrosulphate, 1 g / l copper sulfate and 120 g / l zinc concentrate. Copper sulfate is used to adjust the copper content of the solution to approximately 15% of the normal process solution since copper has a catalytic effect on the oxidation of ferric iron. The composition of the concentrate by analysis was as follows: 51.8% zinc, 35.1% sulfur, 3.08% iron, 2.96% lead and 0.052% copper. During the test runs, the sulfuric acid content of the solution was kept approximately ·: **: constant. This was done by adding in several batches:: ·: 20 the amount of sulfuric acid estimated to be consumed in concentrate dissolution and by monitoring the concentration of sulfuric acid in the sample samples.

• · · • · ♦ · * *·.·.: Kokeen alussa liuos syötettiin sekoitussäiliöön ja lämmitettiin lämpötilaan * · · hieman alle 100 °C. Tämän jälkeen säiliöön lisättiin rikaste ja kuparisulfaatti. 25 Rikasteen syöttöhetki katsottiin kokeen alkuhetkeksi. Kokeet suoritettiin lämpötilassa 105 °C ja 3 bar (abs) paineessa eli 0,2 MPa ylipaineessa.The solution was fed into the mixing tank and heated to a temperature slightly below 100 ° C at the beginning of the experiment. Thereafter, concentrate and copper sulfate were added to the vessel. 25 The moment of concentrate feeding was considered as the beginning of the experiment. The tests were carried out at 105 ° C and 3 bar (abs) pressure, i.e. 0.2 MPa overpressure.

* * · * · • · ··· "“· Sekoitussäiliöstä pumpattiin liuosta 37,5 l/min keskipakopumpulla ·»· putkireaktoriin. Putkireaktorin alkupäässä liuoksen sekaan syötettiin puhdasta ··· 30 happea. Putkireaktori oli tyhjä eli siellä ei ollut staattisia sekoittimia ···« :***: tehostamassa aineen- ja lämmönsiirtoa reaktioseoksessa.* * · * · • · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · 37.5 l / min pumped solution into centrifugal pump · · · tubular reactor. ·· «: ***: Enhances material and heat transfer in the reaction mixture.

i 118225 9 : . .i 118225 9 :. .

Putkireaktorista liuos palautettiin takaisin sekoitussäiliöön, jossa liukenematon kaasu erotettiin liuosfaasista ja johdettiin ulos säiliöstä. Poistokaasut jäähdytettiin, jolloin saatiin erotettua kaasuun sitoutunut vesi. Vettä ei palautettu takaisin reaktoriin, mutta sen massa otettiin huomioon massataseita 5 laskettaessa.From the tubular reactor, the solution was returned to the mixing tank, where insoluble gas was separated from the solution phase and discharged from the tank. The exhaust gases were cooled to separate the water bound to the gas. The water was not returned to the reactor, but its mass was taken into account when calculating the mass balances.

Kokeen ollessa käynnissä otettiin reaktorista lietenäytteitä. Näyte suodatettiin, jotta saatiin liuosfaasi ja kiintoainefaasi erotettua toisistaan. Liuosnäytteestä analysoitiin liuenneen sinkin määrä sinkkisaannon määrittämiseksi ja 10 määritettiin liuoksen rikkihappopitoisuus. Kiintoainenäytteet pestiin ja osa kiintoainenäytteistä analysoitiin jäljellä olevan sinkin määrä. Tällä pyrittiin varmistamaan liuosnäytteiden paikkansapitävyys. Analyysien perusteella lasketut sinkkisaannit kokeissa eri ajanhetkellä on esitetty taulukossa 1.Sludge samples were taken from the reactor while the experiment was running. The sample was filtered to separate the solution phase and the solid phase. A sample of the solution was analyzed for dissolved zinc to determine the zinc yield and the sulfuric acid content of the solution was determined. The solid samples were washed and some of the solid samples analyzed for remaining zinc. This was done to ensure the accuracy of the solution samples. The zinc yields calculated from the analyzes at different time points in the experiments are shown in Table 1.

15 Taulukko 1 Sinkin liuotussaannit esimerkkikokeessa 1.Table 1 Zinc leaching yields in Example 1.

Aika Sinkin saanti Sinkin saanti sakka- liuosanalyysin analyysin perusteella ·:*·: perusteella ·*.·*: [rnini [%] [%] »»* --- : .* 0 O , 15 15 ' :.i.: 3Ö 26 * * * ! ’*···: 6Ö 49 ~~ 9Ö 66 • » t 120 76 ~ * * **:** iso 83 ' *;*/ 24Ö 91 ' • * V* 360 94 97 • · * - -- _ ,| I__ ···« * · · » · * · ··· 10 118225Time Zinc Yield Zinc Yield Based on Precipitation Solution Analysis ·: * ·: Based on · *. · *: [Rnini [%] [%] »» * ---:. * 0 0, 15 15 ': .i .: 3Ö 26 * * *! '* ···: 6Ö 49 ~~ 9Ö 66 • »t 120 76 ~ * * **: ** iso 83' *; * / 24Ö 91 '• * V * 360 94 97 • · * - - _, | I__ ··· «* · ·» · * · ··· 10 118225

Esimerkki 2Example 2

Kokeissa käytettiin laitteistoa, joka koostui 200 litran sekoitussäiliöstä sekä kolmen metrin pituisesta putkireaktorista (putkikoko DN 32). Sekoitussäiliö kuvaa menetelmän liuotusvaihetta. Kokeissa käytetyn liuoksen kokonaismäärä oli 5 60 litraa. Ennen kokeen alkamista liuoksen koostumus oli seuraavanlainen: 40 g/l H2S04( 10 g/l ferrosulfaattia, 1 g/l kuparisulfaattia ja 120 g/l sinkkirikastetta. Kuparisulfaatilla säädetään liuoksen kuparipitoisuus vastaamaan suunnilleen normaaliksi prosessiliuokseen verrattuna, koska kuparilla on ferroraudan hapettumisessa katalyyttinen vaikutus. Rikasteen koostumus analyysin perusteella oli 10 seuraavanlainen: 51,8 % sinkkiä, 35,1 % rikkiä, 3,08 % rautaa, 2,96 % lyijyä ja 0,052 % kuparia. Koeajojen aikana liuoksen rikkihappopitoisuus pidettiin suunnilleen vakiona. Tämä tapahtui lisäämällä liuotuskokeen aikana useammassa erässä sellainen määrä rikkihappoa, mitä rikasteen liukenemisessa arvioitiin kuluneen sekä seuraamalla liuosnäytteistä lietteen rikkihappopitoisuutta.The tests consisted of an equipment consisting of a 200 liter mixing tank and a three meter tube reactor (tube size DN 32). The mixing tank describes the dissolution step of the process. The total volume of solution used in the experiments was 5 to 60 liters. Before the start of the experiment, the composition of the solution was as follows: 40 g / l H2SO4 (10 g / l ferrosulphate, 1 g / l copper sulphate and 120 g / l zinc concentrate. Copper sulphate adjusts the copper content of the solution to approximately normal compared to the process solution The concentration of the concentrate as determined by analysis was 10 as follows: 51.8% zinc, 35.1% sulfur, 3.08% iron, 2.96% lead and 0.052% copper. During the test runs, the sulfuric acid content of the solution was kept approximately constant. batch the amount of sulfuric acid estimated to be consumed in concentrate dissolution and by monitoring the concentration of sulfuric acid in the slurry samples.

1515

Kokeen alussa liuos syötettiin sekoitussäiliöön ja lämmitettiin lämpötilaan hieman alle 100 °C. Tämän jälkeen säiliöön lisättiin rikaste ja kuparisulfaatti. Rikasteen syöttöhetki katsottiin kokeen alkuhetkeksi. Kokeet suoritettiin ·:··· lämpötilassa 105 °C ja 3 bar (abs) paineessa eli 0,2 MPa ylipaineessa.At the beginning of the experiment, the solution was fed to a mixing tank and heated to a temperature slightly below 100 ° C. Thereafter, concentrate and copper sulfate were added to the vessel. The moment of concentrate feed was considered as the start of the experiment. The tests were carried out at a temperature of 105 ° C and a pressure of 3 bar (abs) or 0.2 MPa.

...: 20...: 20

Sekoitussäiliöstä pumpattiin liuosta 37,5 l/min keskipakopumpulla putkireaktoriin. Putkireaktorin alkupäässä liuoksen sekaan syötettiin puhdasta happea. Putkireaktoria, joka oli varustettu Sulzer SMX - tyyppisillä staattisilla • · · sekoittimilla, käytettiin tehostamaan aineen- ja lämmönsiirtoa reaktioseoksessa. 25The solution was pumped from the mixing tank at 37.5 l / min by centrifugal pump into a tubular reactor. At the beginning of the tube reactor, pure oxygen was introduced into the solution. A tubular reactor equipped with Sulzer SMX-type static mixers was used to enhance the material and heat transfer in the reaction mixture. 25

Putkireaktorista liuos palautettiin takaisin sekoitussäiliöön, jossa liukenematon * * * ·...* kaasu erotettiin liuosfaasista ja johdettiin ulos säiliöstä. Poistokaasut *:*·: jäähdytettiin, jolloin saatiin erotettua kaasuun sitoutunut vesi. Vettä ei palautettu '·"/· takaisin reaktoriin, mutta sen massa otettiin huomioon massataseita * 30 laskettaessa.From the tubular reactor, the solution was returned to the mixing tank where the insoluble * * * · ... * gas was separated from the solution phase and discharged from the tank. Exhaust gases *: * ·: cooled to remove water bound to gas. The water was not returned to the reactor, but its mass was taken into account when calculating the mass balances * 30.

···· • · · • · • · • · · „ 118225···· · • · • · • · • · · "118225

Kokeen ollessa käynnissä otettiin reaktorista lietenäytteitä. Näyte suodatettiin, jotta saatiin liuosfaasi ja kiintoainefaasi erotettua toisistaan. Liuosnäytteestä analysoitiin liuenneen sinkin määrä sinkkisaannon määrittämiseksi ja määritettiin liuoksen rikkihappopitoisuus. Kiintoainenäytteet pestiin ja osa 5 kiintoainenäytteistä analysoitiin jäljellä olevan sinkin määrä. Tällä pyrittiin . varmistamaan liuosnäytteiden paikkansapitävyys. Analyysien perusteella lasketut sinkkisaannit kokeissa eri ajanhetkellä on esitetty taulukossa 2.Sludge samples were taken from the reactor while the experiment was running. The sample was filtered to separate the solution phase and the solid phase. The solution sample was analyzed for dissolved zinc to determine the zinc yield and the sulfuric acid content of the solution was determined. The solid samples were washed and some of the 5 solid samples analyzed for the amount of zinc remaining. This was the intention. to ensure the accuracy of the solution samples. The zinc yields calculated from the analyzes at different time points in the experiments are shown in Table 2.

Taulukko 2 Sinkin liuotussaannit esimerkkikokeessa 2.Table 2 Zinc leaching yields in Example 2.

1010

Aika Sinkin saanti Sinkin saanti sakka- liuosanalyysin analyysin perusteella perusteella irnini i%i i%j Ö — ^9 3Ö 37 — — * • · ·«· ^— _ ' . . .. _ * ; 90 77 — 85 • ·Time Zinc intake Zinc intake based on analysis of precipitate solution analysis irnini i% i i% j Ö - ^ 9 3Ö 37 - - * • · · «· ^ - _ '. . .. _ *; 90 77 - 85 • ·

Tsö 90Yeah 90

• I• I

’"f 24Ö 94 » · · • · * _________ __ 360 96 97 • · * · · L ......... _ _ . - — < • · · • ''"F 24Ö 94» · · • · * _________ __ 360 96 97 • · * · · L ......... _ _. - - <• · · •'

Sinkin liuotussaannin eroja on havainnollistettu kuvassa 1, jossa on esitetty * · · esimerkeissä 1 ja 2 esitetyt koetulokset. Liuotussaantikäyrät osoittavat, että • * ,*···. 15 staattista sekoitinta käyttämällä päästään nopeampaan sinkkirikasteen liuotuk- • · • · · *, seen. Samassa kuvassa on esitetty prosentuaalinen ero näiden kahden kokeen • * * I", liuotussaantien välillä. Tämä käyrä osoittaa yksiselitteisesti, että etenkin liuo- • · » • · · tusprosessin alkuvaiheessa, jolloin liukeneminen on nopeinta ja jolloin ferri-raudasta on liuotusreaktorissa puutetta, staattisen sekoittimen sisältävän putki- ' ' 12 : 118225 reaktorin käytöllä saavutetaan suurin liukenemisnopeuden kasvu. Juuri tähän tarkoitukseen staattisen sekoittimen sisältävän erillisen hapen dispergointi- ja raudan hapetuslaitteiston yhdistelmä lisättynä varsinaisen liuotusreaktorin lisäksi tarjoaa merkittävän parannuksen nykyisiin rikasteen liuotuslaitteistoihin.The differences in the zinc leaching yield are illustrated in Figure 1, which shows the experimental results * · · in Examples 1 and 2. Solubility yield curves show that • *, * ···. Using 15 static mixers allows faster dissolution of zinc concentrate. The same figure shows the percentage difference between the leaching yields of these two experiments. This curve unequivocally shows that, particularly in the early stages of the leaching process, when the leaching is the fastest and the Ferri iron is deficient in the leaching reactor. The use of a 12: 118225 reactor containing mixer achieves maximum increase in dissolution rate, and for this purpose a combination of a separate oxygen dispersion and iron oxidation apparatus containing a static mixer, in addition to the actual leaching reactor, provides a significant improvement over existing concentrate leaching equipment.

55

Kuvasta 2 nähdään, että esimerkiksi 85 %:n liuotussaannin saavuttamiseksi tarvitaan staattista sekoitinta käyttäen vain noin 120 minuuttia, kun ilman staattista sekoitinta saman liuotussaannin saavuttamiseksi tarvitaan noin 200 minuuttia.Figure 2 shows that, for example, a static mixer requires only about 120 minutes to achieve a solubilization yield of 85%, whereas it takes about 200 minutes without a static mixer to achieve the same solubility.

1010

Tekniikan tason kuvauksessa todettiin, että esimerkiksi perinteisesti tapahtuvan sinkkirikasteen liuotusaika on 20 - 24 h. Edellä kuvatun esimerkin mukaisesti yli 95 % saantiin päästään 4 - 6 h aikana, joka on täysin riittävä prosessin muut vaiheet huomioiden. Kun keksinnön mukaisesti ainakin osa liuotusvaiheen liet-15 teestä johdetaan putkimaisessa reaktorissa tapahtuvaan hapetusvaiheeseen, jossa lietteeseen dispergoidaan happea, liuotusvaiheen pituus lyhenee vähintään neljänteen osaan. Menetelmälle on edullista, että hapetus suoritetaan matalassa ylipaineessa, jolloin reaktorille asetettavat vaatimukset ovat huomatta-vasti vähäisemmät kuin korkeamman paineen vaativissa reaktoreissa. Toisaalta 20 putki reaktorissa korkeammankin paineen käyttäminen on edullisempaa kuin ·1· esimerkiksi autoklaavilaitteistoissa. Tehokas hapetus saadaan aikaan matalas- ·1 · sa ylipaineessa tai jopa atmosfäärisissä olosuhteissa, kun reaktori varustetaan **i.: staattisilla sekoituselimillä.As described in the prior art, for example, the dissolution time of a conventional zinc concentrate is 20 to 24 hours. According to the example described above, more than 95% recovery is achieved in 4 to 6 hours, which is completely sufficient considering the other steps of the process. When, according to the invention, at least a portion of the slurry from the leaching step is conducted to an oxidation step in the tubular reactor in which oxygen is dispersed in the slurry, the length of the leaching step is reduced to at least a fourth. It is advantageous for the process that the oxidation is carried out at low overpressure, whereby the requirements for the reactor are considerably lower than for reactors requiring a higher pressure. On the other hand, the use of higher pressure in a 20-tube reactor is less expensive than, for example, autoclave equipment. Efficient oxidation is achieved at low overpressure or even under atmospheric conditions by equipping the reactor with ** i .: static mixing means.

# 1 · • · • 1 ♦ · · • · · • · · * 1 1 ·1· • · *···· • · · ·2#· • · m · · • · · · • · * · · • 1 ··.'> • · · · 1 · • ·« • · 2 • · • · ·# 1 · • · • 1 ♦ · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · ·IRurgres: -: 1 • 1 ··. ’> • · · · 1 · • ·« • · 2 • · • · ·

Claims (8)

1. Förfarande genom vilket lakning av ett sulfidiskt zinkkoncentrat effekti- 10 veras vid en hydrometallurgisk framställningsprocess, varvid koncentratet lakas med hjälp av en vattenlösning innehällande trevärt järn och fri svavelsyra, kännetecknat därav, att tvävärt järn som bildats i samband med oxideringen av koncentratets svavel och upplösningen av värdemetallen oxideras tili trevärt järn i en ätminstone delvis separat, 15 rörformig oxidationsreaktor försedd med statiska omrörare och den oxiderade lösningen innehällande ferrijärn äterförs tili koncentratets lakningsfas i lakningsreaktorn.A process by which leaching of a sulphidic zinc concentrate is effected in a hydrometallurgical manufacturing process, wherein the concentrate is leached by means of an aqueous solution containing trivalent iron and free sulfuric acid, characterized in that transverse iron formed in connection with the oxidation of the concentrate and the dissolution of the host metal is oxidized to trivalent iron in an at least partially separate tubular oxidation reactor equipped with static agitators and the oxidized ferric iron-containing solution is returned to the leaching phase of the concentrate in the leaching reactor. 2. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att oxidations- ·:··1 20 reaktorn fungerar under atmosfäriskt tryck. • · · • · • · • · 12. A process according to claim 1, characterized in that the oxidation reactor operates under atmospheric pressure. • · · • · • · • · 1 3. Förfarande enligt patentkrav 1, kännetecknat därav, att oxidations-reaktorn fungerar under ett lägt övertryck. « · · • « • · • · « 253. Process according to claim 1, characterized in that the oxidation reactor operates under a low overpressure. «· · •« • · • · «25 4. Förfarande enligt patentkrav 1 eller 3, kännetecknat därav, att ·· : ’·· oxidationsreaktorns övertryck är maximalt i klassen 0,5 MPa. t 1 1 • · • · * · · · *4. A process according to claim 1 or 3, characterized in that the overpressure of the ··: · ·· oxidation reactor is maximum in the class of 0.5 MPa. t 1 1 • · • • · * · · · * 5. Förfarande enligt nägot av patentkraven 1- 4, kännetecknat därav, att ϊ.,.ϊ koncentratets lakningsfas utförs vid atmosfäriskt tryck och temperatur. . 30 • · · ··· · • · · • ♦ ♦ • · 118225Process according to any of claims 1-4, characterized in that the leaching phase of the concentrate is carried out at atmospheric pressure and temperature. . 30 • · · ··· · • · · • ♦ ♦ • · 118225 6. Förfarande enligt nägot av patentkraven 1- 5, kännetecknat därav, att temperaturen i oxidationsfasen som äger rum i oxidationsreaktorn justeras sä att den ligger under svavlets smälttemperatur. 56. A process according to any one of claims 1 to 5, characterized in that the temperature of the oxidation phase that takes place in the oxidation reactor is adjusted to be below the melting temperature of the sulfur. 5 7. Förfarande enligt nägot av patentkraven 1-6, kännetecknat därav, att en del av syret som används vid oxidationen av tvavärt järn tillförs i lak-ningsfasen.Process according to any one of claims 1-6, characterized in that part of the oxygen used in the oxidation of cross-iron is supplied in the leaching phase. 8. Förfarande enligt nägot av patentkraven 1-7, kännetecknat därav, att 10 koncentratets lakningssteg omfattar flera reaktorer, varvid den i oxida tionsreaktorn oxiderade lösningen äterförs tili stegens första reaktor. « M··· Φ · • * · · · • · • · · • · • · • · 1 • · Φ Φ Φ Φ Φ • il # * 1 · Φ φ • φ φ Φ I I φ Φ • Φ φ φ Φ ·· • Φ φ ΦΦ • • il Φ · φ Φ φ # Φ • ΦΦ · Φ · · Φ · Φ · φ Φ · Φ · Φ 1 ♦·· • φ Φ · φ φ Φ φ φ Φ Φ φ · Φ φ Φ · • ΦProcess according to any of claims 1-7, characterized in that the leaching step of the concentrate comprises several reactors, the solution oxidized in the oxidation reactor being returned to the first reactor of the step. «M ··· Φ · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · Φ ·· • Φ φ ΦΦ • • il Φ · φ Φ φ # Φ · ΦΦ · Φ · · Φ · Φ · φ Φ · Φ · Φ 1 ♦ ·· • φ Φ · φ φ Φ φ φ φ φ · Φ φ Φ · • Φ
FI20060011A 2006-01-04 2006-01-04 A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate FI118225B (en)

Priority Applications (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20060011A FI118225B (en) 2006-01-04 2006-01-04 A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate
PCT/FI2006/000425 WO2007077290A1 (en) 2006-01-04 2006-12-29 Method for improving sulphidic concentrate leaching
PE2007000004A PE20071049A1 (en) 2006-01-04 2007-01-03 METHOD TO IMPROVE THE LEACHING OF A CONCENTRATE CONTAINING SULFIDES OF A VALUABLE METAL

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20060011A FI118225B (en) 2006-01-04 2006-01-04 A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate
FI20060011 2006-01-04

Publications (3)

Publication Number Publication Date
FI20060011A0 FI20060011A0 (en) 2006-01-04
FI20060011A FI20060011A (en) 2007-07-05
FI118225B true FI118225B (en) 2007-08-31

Family

ID=35883825

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
FI20060011A FI118225B (en) 2006-01-04 2006-01-04 A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate

Country Status (3)

Country Link
FI (1) FI118225B (en)
PE (1) PE20071049A1 (en)
WO (1) WO2007077290A1 (en)

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB8315381D0 (en) * 1983-06-03 1983-07-06 Boc Group Plc Liquid phase oxidation
US6159435A (en) * 1996-05-06 2000-12-12 Atomaer Pty Ltd Leaching of mineral ores
FI100806B (en) * 1996-08-12 1998-02-27 Outokumpu Base Metals Oy Procedure for dissolving zinc-like under atmospheric conditions
US6835230B2 (en) * 2001-03-28 2004-12-28 Dowa Mining Co., Ltd. Method for leaching zinc concentrate
JP4765114B2 (en) * 2001-03-28 2011-09-07 Dowaメタルマイン株式会社 Zinc concentrate leaching method

Also Published As

Publication number Publication date
FI20060011A (en) 2007-07-05
FI20060011A0 (en) 2006-01-04
WO2007077290A1 (en) 2007-07-12
PE20071049A1 (en) 2007-11-02

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Zhang et al. Investigation of methods for removal and recovery of manganese in hydrometallurgical processes
AU2008253500B2 (en) Process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other feed material
Lu et al. The effect of chloride ions on the dissolution of chalcopyrite in acidic solutions
AU2007288123B2 (en) Improved hydrometallurgical method for the extraction of nickel from laterite ores
CA2532999C (en) Oxidative leach process
CA2907519C (en) Hydrometallurgical process for nickel oxide ore
WO2007134344A1 (en) Chloride tank leaching
CN106460089A (en) Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
AU2011232311A1 (en) Process for leaching refractory uraniferous minerals
Rademan et al. The leaching characteristics of Ni–Cu matte in the acid–oxygen pressure leach process at Impala Platinum
US20100098605A1 (en) Reduction Of Copper Content In The Molybdenite Concentrate
US8871003B2 (en) Process for controlled oxidation of a ferrous solution
JPS583022B2 (en) Ryuukasei Kokaradou Ouruhouhou
JPH02197533A (en) Separation of valuable metal
JP2004292901A (en) Leaching method for zinc concentrate
Kumbasar Selective extraction of nickel from ammoniacal solutions containing nickel and cobalt by emulsion liquid membrane using 5, 7-dibromo-8-hydroxyquinoline (DBHQ) as extractant
FI118225B (en) A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate
CA2728519C (en) Method for leaching nickel matte in the presence of added copper
AU2012247052B2 (en) Process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other feed material
Deng et al. Oxygenated chloride-assisted leaching of copper residue
Taghi Nazari Enhancing the kinetics of pyrite catalyzed leaching of chalcopyrite
Van Rooyen et al. Manganese removal from cobalt solutions with dilute sulphur dioxide gas mixtures
FI119819B (en) Method for improving the quality of copper concentrate
RU2811640C1 (en) Method for gold extraction from ores and ore products by thiocyanate leaching
RU2354819C1 (en) Method for leaching of oxidised and mixed copper-bearing ores and products of their enrichment

Legal Events

Date Code Title Description
PC Transfer of assignment of patent

Owner name: OUTOKUMPU TECHNOLOGY OYJ

Free format text: OUTOKUMPU TECHNOLOGY OYJ

FG Patent granted

Ref document number: 118225

Country of ref document: FI

PC Transfer of assignment of patent

Owner name: OUTOTEC OYJ

Free format text: OUTOTEC OYJ