FI121713B - Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi - Google Patents

Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi Download PDF

Info

Publication number
FI121713B
FI121713B FI20090251A FI20090251A FI121713B FI 121713 B FI121713 B FI 121713B FI 20090251 A FI20090251 A FI 20090251A FI 20090251 A FI20090251 A FI 20090251A FI 121713 B FI121713 B FI 121713B
Authority
FI
Finland
Prior art keywords
solution
concentrate
leaching
copper
zinc
Prior art date
Application number
FI20090251A
Other languages
English (en)
Swedish (sv)
Other versions
FI20090251A0 (fi
FI20090251A (fi
Inventor
Mikko Ruonala
Jaakko Leppinen
Jari Tiihonen
Original Assignee
Outotec 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 Outotec Oyj filed Critical Outotec Oyj
Publication of FI20090251A0 publication Critical patent/FI20090251A0/fi
Priority to FI20090251A priority Critical patent/FI121713B/fi
Priority to AU2010264622A priority patent/AU2010264622B2/en
Priority to PCT/FI2010/050484 priority patent/WO2010149841A1/en
Priority to CN201080028321.2A priority patent/CN102803524B/zh
Priority to BRPI1013501-4A priority patent/BRPI1013501B1/pt
Priority to PE2011002167A priority patent/PE20121078A1/es
Priority to US13/380,023 priority patent/US20120103827A1/en
Priority to EA201290017A priority patent/EA023157B1/ru
Priority to ES10791667.8T priority patent/ES2617148T3/es
Priority to PL10791667T priority patent/PL2449139T3/pl
Priority to MX2011013483A priority patent/MX347485B/es
Priority to EP10791667.8A priority patent/EP2449139B1/en
Priority to CA2765926A priority patent/CA2765926C/en
Publication of FI20090251A publication Critical patent/FI20090251A/fi
Application granted granted Critical
Publication of FI121713B publication Critical patent/FI121713B/fi
Priority to US13/316,422 priority patent/US20120129063A1/en
Priority to CL2011003269A priority patent/CL2011003269A1/es
Priority to ZA2012/00612A priority patent/ZA201200612B/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
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • 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
    • C22B15/0006Preliminary treatment without modification of the copper constituent by dry 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
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • 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
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • 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

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Description

MENETELMÄ KALKOPYRIITTIRIKASTEEN LIUOTTAMISEKSI KEKSINNÖN ALA
Keksintö kohdistuu menetelmään kalkopyriittityyppisen bulkkirikasteen 5 liuottamiseksi rikkihappopitoisen vesiliuoksen ja happisyötön avulla atmosfäärisessä paineessa ja lämpötilassa 75 °C - liuoksen kiehumispiste. Menetelmälle on tyypillistä, että liuotukseen syötettävän rikasteen raekoko on alueella 80 % alle 60 - 100 pm ja rikastetta liuotetaan liuoksella, jonka happopitoisuus säädetään olemaan luokkaa 20 - 90 g/l.
10
KEKSINNÖN TAUSTA
Eräs kuparisulfidimineraali on kalkopyriitti, CuFeS2, josta kuparin talteenotto on perinteisesti tapahtunut pyrometallurgisesti. Jos kalkopyriittirikaste halutaan liuottaa, tyypillisin tapa on ollut paineliuotus ja joissakin tapauksissa 15 bioliuotus. Paineliuotus on varsin kallis prosessi ja bioliuotus on hidas. Yleisesti on tunnettua, että kalkopyriitti passivoituu helposti atmosfäärisessä rikkihappoliuotuksessa ja sen vuoksi saannit jäävät suhteellisen alhaiseksi.
US-patentissa 5,993,635 on kuvattu ainakin jonkin verran rautaa sisältävän 20 sulfidimineraalin liuotusmenetelmää, ns. Albion-prosessia. Prosessin yksi olennainen piirre on hienojauhatus (P80 20 mikronia tai alle), jonka jälkeen sulfidimineraalin liuotus on suoritettu atmosfäärisissä olosuhteissa eli ympäröivässä paineessa ja lämpötilassa 60° C - liuoksen kiehumispiste. Liuotusprosessille on olennaista, että se tapahtuu käyttämällä rikkihappoa ja 25 kolmiarvoista rautaa sisältävää liuosta ja syöttämällä happea liuotus-vaiheeseen. Liuoksen rikkihappopitoisuus kalkopyriittiä liuotettaessa on luokkaa 30 - 40 g/l. Liuotuksessa käytettävä rauta saadaan pääosin liuottamalla sulfidimineraalin sisältämää pyriittiä. Liuotettava arvometalli on esimerkkien mukaan, kupari, nikkeli, koboltti tai sinkki. Liuennutta arvo-30 metallia sisältävä hapan sulfaattiliuos johdetaan seuraavaksi neutralointiin ja raudan saostukseen. Neutralointi ja raudan saostus suoritetaan kalkkikivellä.
2
Arvometallipitoisen sulfaattiliuoksen liuospuhdistus suoritetaan neste-neste-uutolla ja metallin talteenotto elektrolyysillä.
US-patentissa 5,917,116 kuvattu kuparimineraalien liuotusprosessi perustuu 5 hienojauhatukseen ja matalan lämpötilan (alle 100 °C) paineliuotukseen happipaineen ollessa luokkaa 10 bar. Liuotusvaiheen rikkihappopitoisuus on luokkaa 100 - 120 g/l, liuokseen syötetään happea ja sen lisäksi 2-10 g/l klorideja.
10 US-hakemuksessa 2005/269208 on kuvattu kuparirikasteen liuotusmene-telmä, joka toimii atmosfäärisissä olosuhteissa lämpötilassa 50 - 120 °C ja rikaste syötetään liuotukseen normaalissa jauhatusasteessa (esim. P80 alle 106 mikronia), mutta prosessin olennainen piirre on pyriitin syöttö liuotukseen. Kalkopyriitin/pyriitin suhde on määritelty olemaan välillä 4/1 -15 1/20. Menetelmässä toimitaan olosuhteissa, joissa pyhitti ei liukene, redox on alueella 350 - 520 mV vs. Ag/AgCI. Esimerkin 6 mukaan liuotustulos parani dramaattisesti, kun happopitoisuus nostettiin arvosta 20 g/l arvoon 30 g/l, mutta syytä tähän ei tiedetä.
20 WO-julkaisu 2007/093667 kuvaa menetelmää kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidia ja pyriittiä sisältävästä malmista. Malmi jauhetaan normaaliin hienouteen (95-100% alle 150 mikronia) ja liuotetaan happopitoisella liuoksella, jossa raudan määrä on 20 - 70 g/l, kuparin 8-12 g/l ja rikkihappoa vähintään 20 g/l. Julkaisun selitysosassa on mainittu, että menetelmä on 25 tarkoitettu erityisesti kalkosiittityyppisen (CU2S) kuparisulfidi-pyriittimalmin liuotukseen.
KEKSINNÖN TARKOITUS
Tekniikan tasossa kuvattujen kalkopyriitin liuotusmenetelmien eräs olennai-30 nen piirre on hienojauhatus kalkopyriitin passivoitumisen ehkäisemiseksi. Hienojauhatuksen huomattava haitta puolestaan on liejuuntuminen ja sen seurauksena liuotusta seuraavan neste-kiintoaine-erotuksen merkittävä 3 hidastuminen. Lisäksi hienojauhatus lisää prosessin käyttökustannuksia. Esillä olevan keksinnön tarkoituksena on poistaa edellä kuvattuja haittoja.
KEKSINNÖN YHTEENVETO
5 Keksinnön olennaiset tunnusmerkit käyvät esille oheisista vaatimuksista.
Keksintö kohdistuu menetelmään kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi rikkihappopitoisen vesiliuoksen ja happisyötön avulla atmosfäärisessä paineessa ja lämpötilassa 75 °C - liuoksen kiehumispiste. Menetelmälle on 10 tyypillistä, että liuotukseen syötettävän rikasteen raekoko on alueella 80 % alle 60- 100 pm ja rikastetta liuotetaan vesiliuoksella, jonka happopitoisuus säädetään olemaan luokkaa 20 - 90 g/l. Erään edullisen suoritusmuodon mukaan vesiliuoksen happopitoisuus säädetään olemaan luokkaa 40 - 70 g/l.
15
Keksinnön erään edullisen suoritusmuodon mukaan ennen liuotusta rikasteelle suoritetaan lyhyt puhdistusjauhatus mineraalipintojen puhdistamiseksi.
20 Keksinnön mukainen menetelmä kohdistuu tyypillisesti kaIkopyriittirikasteeseen, joka on bulkkirikaste, jossa on mukana sinkkisulfidia.
Keksinnön erään suoritusmuodon mukaan liuotus suoritetaan kaksivaiheisena vastavirtaliuotuksena. Tällöin kalkopyriittirikaste syötetään laimea-25 happoliuotusvaiheeseen, jossa sitä liuotetaan vahvahappoliuotusvaiheesta tulevalla liuotusliuoksella. Laimeahappoliuotusvaiheesta poistettavan kupari-sulfaattiliuoksen happopitoisuus säädetään alueelle 5 - 15 g/l ja liuos johdetaan liuospuhdistukseen ja edelleen elektrolyysiin puhtaan kuparin tuottamiseksi. Laimeahappoliuotusvaiheen sakka syötetään vahvahappo-30 liuotusvaiheeseen, jossa sakkaa liuotetaan liuospuhdistuksen raffinaatilla, jonka happopitoisuus säädetään olemaan 20 - 90 g/l ja jossa muodostuva liuos syötetään laimeahappoliuotusvaiheeseen. Keksinnön erään edullisen 4 suoritusmuodon mukaan vahvahappoliuotusvaiheen liuoksen happopitoisuus säädetään olemaan luokkaa 40 - 70 g/l.
KUVALUETTELO
5 Kuva 1 on kaaviokuva eräästä keksinnön mukaisesta kalkopyriittirikasteen liuotusprosessista,
Kuva 2 on esimerkin 1 mukainen diagrammi metallien liuotussaannista ja liuotuksen happopitoisuudesta ajan funktiona,
Kuva 3 on esimerkin 2 mukainen diagrammi metallien liuotussaannista ja 10 liuotuksen happopitoisuudesta ajan funktiona, ja
Kuva 4 on esimerkin 3 mukainen diagrammi metallien liuotussaannista ja liuotuksen happopitoisuudesta ajan funktiona.
KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUS 15 Nyt kehitetyn menetelmän tarkoituksena on liuottaa kalkopyriittistä bulkkiri-kastetta atmosfäärisessä paineessa ja lämpötilassa, joka on vähintään 75 °C ja korkeintaan rikasteen liuotukseen käytettävän vesiliuoksen kiehumispiste. Rikaste on tyypillisesti vaahdotusrikaste, jossa kuparin pitoisuus on luokkaa 10-30 p-%. Liuotus voidaan tehdä suoraan rikasteelle, jonka tyypillinen 20 rikastehienous on luokkaa 80 % -alle 60 - 100 pm. Ennen liuotusta on kuitenkin edullista suorittaa lyhyt jauhatus, ns. puhdistusjauhatus, jolla ei kuitenkaan pyritä merkittävään hienonnukseen, vaan puhdistamaan mine-raalipintoja. Toisin kuin tekniikan tasossa kuvatuissa menetelmissä, liuotuksessa voidaan täten toimia raekokoalueella P80 > 20 pm.
25
Kun liuotus suoritetaan ilman hienojauhatusta, saavutetaan seuraavat edut: ensinnäkin säästetään jauhatus- ja energiakustannuksissa ja toiseksi liuotuksen yhteydessä ei tapahdu liejuuntumista, joka merkittävästi vaikeuttaa liuotuksen jälkeistä neste/kiintoaine-erotusta. Bulkkirikasteella tarkoitetaan, 30 että rikasteessa on sulfidisena arvometallina kuparin lisäksi myös vaihteleva määrä sinkkiä. Sinkki on rikasteessa sinkkisulfidina eli lähinnä sfaleriitti-mineraalina ZnS. Liuotus tapahtuu happamalla vesiliuoksella, jonka 5 rikkihappopitoisuus on luokkaa 20 - 90 g/l, mutta edullisesti 40 - 75 g/l. Lisäksi liuotusvaiheeseen syötetään happipitoista kaasua, joka voi olla ilmaa, happirikastettua ilmaa tai happea. Hapon ja happipitoisen kaasun avulla kalkopyriitistä liuennut rauta hapetetaan kolmiarvoiseen muotoon (Fe3+), joka 5 puolestaan-edesauttaa kuparin ja sinkin-sulfidien liukenemista sulfaateiksi.
Suoritetuissa kokeissa on todettu, että sekä kupari että sinkki liukenevat hyvin, vaikka liuotukseen käytettävän liuoksen kupari- ja rautapitoisuus on liuotuksen alussa suhteellisen matala. Samoin on myös havaittu, että noin 20 10 h liuotusajalla on mahdollista päästä-95 - 98% saantiin sekäukuparilla että sinkillä. Kalkopyriitin heikon liukenemisen syynä pidetään yleisesti sitä, että kalkopyriitin mineraalipinnat peittyvät liuotuksessa syntyvällä rikillä, mutta suoritetuissa kokeissa ei ole havaittu tätä ilmiötä. Jos rikasteessa on mukana myös lyijyä, hopeaa tai kultaa, nämä jäävät liuotusjätteeseen ja voidaan 15 ottaa siitä talteen. Liuotuksessa muodostunut kuparisulfaattiliuos puhdistetaan epäpuhtauksista esimerkiksi neste-nesteuuton tai sementoinnin avulla. jUuton tapauksessa metallinen kupari otetaan puhtaasta kuparisul-faattiliuoksesta talteen elektrolyyttisesti. Liuotuksessa syntyneen kupari-sulfaattiliuoksen happopitoisuus on niin korkea, että liuosta pitää neutraloida 20 ennen sen johtamista uuttoon. Tyypillisiä neutralointiaineita ovat kalsium- ja natriumpohjaiset emäkset kuten kalkkikivi, poltettu kalkki, sammutettu kalkki ja natriumhydroksidi. Näiden sijasta voidaan neutralointiaineena käyttää hienonnettua kuparimalmia tai kuparirikastetta. Eräs edullinen neutralointi-aine on sinkkipitoinen materiaali kuten sinkkipasute, oksidinen sinkkimalmi 25 tai sinkkipitoinen pöly. Kun liuotus suoritetaan myöhemmin kuvatulla tavalla vastavirtaliuotuksena, kuparisulfaattiliuoksen neutralointi tapahtuu osittain prosessiin syötettävän rikasteen avulla.
Sinkki puolestaan voidaan ottaa talteen esimerkiksi sivuvirrasta raudan 30 poiston jälkeen joko puhdistamalla sinkkipitoinen liuos perinteisellä liuos-puhdistuksella tai uuttamalla sinkki selektiivisesti neste-nesteuutolla. Puhdistetusta sinkkisulfaattiliuoksesta sinkki otetaan talteen elektrolyyttisesti.
6
Elektrolyyttinen sinkin poisto tapahtuu joko johtamalla puhdistettu sinkkiliuos elektrolyyttiin perinteisen liuospuhdistuksen jälkeen tai strippaamalla sinkki uuttoaineesta elektrolyyttiliuokseen. On myös mahdollista ottaa sinkki talteen esimerkiksi sinkkisulfaattina tai muina sinkkiyhdisteinä joko suoraan 5 raakaliuoksesta tai uutosta tulevasta liuoksesta.
Eräs edullinen tapa rikasteen liuottamiseksi on suorittaa liuotus vastavirta-liuotuksena, joka muodostuu laimeahappoliuotusvaiheesta ja vahvahappo-liuotusvaiheesta. Tämän prosessivaihtoehdon mukainen virtauskaavio on 10 esitetty kuvassa 1. Sen mukaisesti rikaste syötetään ensimmäiseen eli laimeahappoliuotusvaiheeseen 1, johon liuotusliuos 5 johdetaan toisesta liuotusvaiheesta 2. Ensimmäiseen liuotusvaiheeseen 1 syötettävän liuotus-liuoksen 5 happopitoisuus on varsin korkea, 40 - 70 g/l, mutta syötettävä rikaste neutraloi sen niin, että liuotuksesta poistuvan sinkkisulfaattipitoisen 15 kuparisulfaattiliuoksen 6 happopitoisuus säädetään olemaan luokkaa 5-15 g/l. Ensimmäisessä liuotusvaiheessa rikasteen kuparista liukenee noin neljännes ja sinkistä jonkin verran enemmän. On selvää, että vaiheiden välillä suoritetaan neste/kiintoaine-erotus, mutta sitä ei ole tarkemmin kuvattu kaaviokuvassa. Koska liuotettavalle rikasteelle ei ole suoritettu hienojau-20 hatusta, liejuuntuminen ei aiheuta ongelmia neste/kiintoeine-erotuksessa. Ensimmäisen vaiheen liuotuksesta tuleva kuparisulfaattiliuos johdetaan liuospuhdistukseen, joka tässä tapauksessa on edullisesti neste-nesteuutto (SX) 3. Raudanpoisto tapahtuu joko liuotuksen jälkeen ennen kuparin uuttoa tai sivuvirasta ennen sinkin uuttoa.
25
Ensimmäisen liuotusvaiheen sakan 7 käsittelyä jatketaan toisessa eli vahva-happoliuotusvaiheessa 2, jossa sakkaa liuotetaan uutosta 3 tulevalla raffi-naatilla 8, jonka happopitoisuus säädetään happolisäyksellä olemaan luokkaa 40 - 70 g/L. Liuokseen syötetään myös happipitoista kaasua. 30 Liuotusaika on rikasteesta riippuen 12 - 24 h, jonka aikana happoa tarpeen vaatiessa lisätään niin, että liuoksen happopitoisuus pysyy suurin piirtein samana. Toisen liuotusvaiheen liuos 5, joka johdetaan ensimmäiseen 7 vaiheeseen, sisältää lähes kaiken rikasteen sisältämän kuparin (92- 98-%) ja sinkin (98-99 %). Liuoksen neutralointi uuttoa varten tapahtuu ensimmäisessä vaiheessa tuoreen rikasteen avulla.
5 Toisen liuotusvaiheen sakka on rikki- ja rautapitoinen sakka, jonka jatkokäsittely riippuu sakan arvometallien määrästä. Arvometalleja ovat esimerkiksi hopea ja kulta, jotka otetaan talteen tunnetuilla tavoilla.
Liuotusvaiheista tulevan kuparisulfaattiliuoksen liuospuhdistus suoritetaan 10 kaavion mukaan neste-nesteuuton 3 avulla, jossa vesiliuoksen kupari uutto-vaiheessa siirretään orgaaniseen uuttoliuokseen. Takaisinuuttovaiheessa kupari siirretään orgaanisesta liuoksesta happamaan vesiliuokseen eli uuttoa seuraavasta elektrolyysistä 4 tulevaan laimeaan elektrolyyttiin 9. Takaisin-uuton jälkeen kuparipitoinen vesiliuos 10 johdetaan elektrolyysiin, josta 15 saadaan lopputuotteena metallinen kupari.
Kalkopyriittirikasteen kupari liukenee seuraavien reaktioiden mukaan: 4FeS04 + 2H2S04 + 02 -> 2Fe2(S04)3 + 2H20 (1)
CuFeS2 + 2Fe2(S04)3 -> CuS04 + 5FeS04 + 2S (2) 20
Summareaktio on:
CuFeS2 + 2H2S04 + 02 -> CuS04 + FeS04 + 2H20 + 2S (3)
Rikasteen sinkki liukenee seuraavien reaktioiden mukaan: 25 4FeS04 + 2H2S04 + 02 -> 2Fe2(S04)3 + 2H20 (4)
ZnS + Fe2(S04)3 -> ZnS04 + 2FeS04 + S (5)
Summareaktio on: 2ZnS + 2H2S04 + 02 -> 2ZnS04 + 2H20 + 2S (6) 30
Keksinnön mukaista menetelmää kuvataan vielä oheisten esimerkkien avulla.
8
ESIMERKIT
Esimerkkien liuotuskokeet on suoritettu yksivaiheisena, jolloin liuotus vastaa kaaviokuvassa 1 olevaa vahvahappoliuotusvaihetta, johon rikaste johdetaan. 5 Koska kokeiden tärkein tarkoitus on ollut varmistaa kalkopyriitin liukeneminen, liuoksia ei ole uuttoa varten neutraloitu edellä kuvatulla tavalla laimeahappoliuotusvaiheessa.
Esimerkki 1 10 Karkean kalkopyriittisen kuparirikasteen atmosfäärinen liuotus suoritettiin rikkihappopitoisuudella 40-90 g/l ja vakiohappisyötöllä lämpötilassa 95 °C. Taulukossa 1 nähdään rikasteen partikkelikokojakauma. Kuparirikasteen pääkomponentit olivat Cu 28.5 p-%, Fe 28.9 p-% ja Zn p-3.3 %. Liuotus-liuoksen alkupitoisuudet olivat Cu 1 g/l ja Fe 10 g/l. Rauta lisättiin ferro-15 rautana. Sinkkiä ei lisätty. Liuoksen loppupitoisuudet olivat Cu 25.0 g/l, Fe 32.6 g/l ja Zn 3.1 g/l.
Taulukko 1.
Seulakoko__Läpäisy mesh__mm__%_ 100 0.149__97,50 140 0.105__88.18 200 0.074__74,53 270 0.053__54.76 400 0.037__44.22 0.020 29.65 20 Kuvan 2 diagrammista nähdään, että kun liuotusliuoksen rikkihappopitoisuus pidettiin varsin korkeana, 40 - 90 g/l, sekä kuparin että sinkin liukeneminen oli varsin nopeaa. 12 h kuluttua kuparista oli liuennut 98 % ja sinkistä noin 92 %. 20 h kuluttua myös sinkin saanti liuokseen oli luokkaa 95 %.
25 Esimerkki 2
Taulukon 1 mukaista karkeaa kalkopyriittistä kuparirikastetta liuotettiin atmosfäärisessä paineessa, jolloin liuotusliuoksen rikkihappopitoisuus oli 20- g 40 g/l. Liuotukseen syötettiin vakiomäärä happea lämpötilassa 95 °C. Kuparirikasteen pääkomponentit olivat Cu 28.5 p-%, Fe 28.9 p-% ja Zn 3.3 p-%. Liuoksen alkupitoisuudet olivat Cu 1 g/l ja Fe 10 g/l. Rauta lisättiin ferrorautana. Sinkkiä ei lisätty. Liuoksen loppupitoisuudet olivat Cu 27.5 g/l, 5 Fe 33.7 g/l ja Zn 3.2 g/l. Kuten kuvan 3 diagrammista nähdään, yli 95 % kuparin liuotussaantiin tarvitaan nyt jo 24 tunnin viipymäaika. Sinkin liuotussaanti on samalla tasolla kuin kuparin saanti.
Esimerkki 3 10 Taulukon 1 mukaista karkeaa kalkopyriittistä kuparirikastetta liuotettiin atmosfäärisessä paineessa, jolloin liuotusliuoksen rikkihappopitoisuus oli 10-20 g/l. ja Liuotukseen syötettiin vakiomäärä happea lämpötilassa 95 °C. Kuparirikasteen pääkomponentit olivat Cu 28.5 p-%, Fe 28.9 p-% ja Zn 3.3 p-%. Liuoksen alkupitoisuudet olivat Cu 1 g/l ja Fe 10 g/l. Rauta lisättiin 15 ferrorautana. Sinkkiä ei lisätty. Liuoksen loppupitoisuudet olivat Cu 12.7 g/l, Fe 17.8 g/l ja Zn 3.4 g/l. Kuvan 4 diagrammista nähdään, että kuparin liuotusnopeus oli erittäin alhainen, sillä 24 tunnin viipymäajalla päästiin vain hieman yli 40% saantiin. Sinkin saanti oli tässäkin tapauksessa yli 90 %.
20 Kuvissa 2 - 4 on mukana myös raudan saantikuvaajat, jotka noudattavat pääsääntöisesti kuparin saantikuvaajia, mikä osoittaa, että suuri osa kalko-pyriitin raudasta päätyy näissä olosuhteissa liuokseen ja käytetään hyväksi kuparin ja sinkin liuotuksessa.
25

Claims (4)

1. Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi rikkihappopitoisen vesiliuoksen ja happisyötön avulla atmosfäärisessä paineessa ja 5 lämpötilassa 75 °C - liuoksen kiehumispiste, tunnettu siitä, että liuotus suoritetaan kaksivaiheisena vastavirtaliuotuksena, jolloin kalkopyriittirikaste, jonka raekoko on alueella 80 % alle 60-100 pm, syötetään laimeahappoliuotusvaiheeseen (1), jossa sitä liuotetaan vahvahappoliuotusvaiheesta (2) tulevalla liuotusliuoksella (5); 10 laimeahappoliuotusvaiheesta poistettavan kuparisulfaattiliuoksen (6) happopitoisuus säädetään alueelle 5 - 15 g/l ja liuos johdetaan liuospuhdistukseen (3) ja edelleen elektrolyysiin (4) puhtaan kuparin tuottamiseksi; laimeahappoliuotusvaiheen sakka (7) syötetään vahvahappoiiuotusvaiheeseen (2), jossa sakkaa liuotetaan liuospuh- 15 distuksen raffinaatilla (8), jonka happopitoisuus säädetään olemaan 20 - 90 g/l ja jossa muodostuva liuos (5) syötetään laimeahappoliuotusvaiheeseen (1).
2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että 20 ennen liuotusta rikasteelle suoritetaan lyhyt puhdistusjauhatus mineraalipintojen puhdistamiseksi.
3. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että kalkopyriittirikaste on bulkkirikaste, jossa on mukana sinkkisulfidia. 25
4. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että vahvahappoliuotusvaiheen liuoksen (5) happopitoisuus säädetään olemaan luokkaa 40 - 70 g/l. 30
FI20090251A 2004-10-28 2009-06-26 Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi FI121713B (fi)

Priority Applications (16)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20090251A FI121713B (fi) 2009-06-26 2009-06-26 Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi
ES10791667.8T ES2617148T3 (es) 2009-06-26 2010-06-10 Método para lixiviar concentrado de calcopirita
MX2011013483A MX347485B (es) 2009-06-26 2010-06-10 Método para la lixiviación de concentrado de calcopirita.
CN201080028321.2A CN102803524B (zh) 2009-06-26 2010-06-10 黄铜矿精矿的浸取方法
BRPI1013501-4A BRPI1013501B1 (pt) 2009-06-26 2010-06-10 Method for calcopirite concentrate leaching
PE2011002167A PE20121078A1 (es) 2009-06-26 2010-06-10 Metodo para lixiviar un concentrado de calcopirita
US13/380,023 US20120103827A1 (en) 2009-06-26 2010-06-10 Method for leaching chalcopyrite concentration
EA201290017A EA023157B1 (ru) 2009-06-26 2010-06-10 Способ выщелачивания халькопиритового концентрата
AU2010264622A AU2010264622B2 (en) 2009-06-26 2010-06-10 Method for leaching chalcopyrite concentrate
PL10791667T PL2449139T3 (pl) 2009-06-26 2010-06-10 Sposób ługowania koncentratu chalkopirytu
PCT/FI2010/050484 WO2010149841A1 (en) 2009-06-26 2010-06-10 Method for leaching chalcopyrite concentrate
EP10791667.8A EP2449139B1 (en) 2009-06-26 2010-06-10 Method for leaching chalcopyrite concentrate
CA2765926A CA2765926C (en) 2009-06-26 2010-06-10 Method for leaching chalcopyrite concentrate
US13/316,422 US20120129063A1 (en) 2004-10-28 2011-12-09 Flow arrangement for fuel cell stacks
CL2011003269A CL2011003269A1 (es) 2009-06-26 2011-12-22 Método para lixiviar concentrado de calcopirita con solución acuosa de h2so4 que lixivia en contracorriente en dos etapas partículas de concentrado de tamaño 80% bajo 60-100 µm con ácido de concentración de 5-15 g/l, la solución de lixiviación sale de lixiviación con ácido de concentración de 40-70 g/l y forma solución de cu2so4 y lixiviación de residuo con ácido de concentración de 20-90 g/l.
ZA2012/00612A ZA201200612B (en) 2009-06-26 2012-01-25 Method for leaching chalcopyrite concentrate

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20090251A FI121713B (fi) 2009-06-26 2009-06-26 Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi
FI20090251 2009-06-26

Publications (3)

Publication Number Publication Date
FI20090251A0 FI20090251A0 (fi) 2009-06-26
FI20090251A FI20090251A (fi) 2010-12-27
FI121713B true FI121713B (fi) 2011-03-15

Family

ID=40825303

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
FI20090251A FI121713B (fi) 2004-10-28 2009-06-26 Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi

Country Status (15)

Country Link
US (1) US20120103827A1 (fi)
EP (1) EP2449139B1 (fi)
CN (1) CN102803524B (fi)
AU (1) AU2010264622B2 (fi)
BR (1) BRPI1013501B1 (fi)
CA (1) CA2765926C (fi)
CL (1) CL2011003269A1 (fi)
EA (1) EA023157B1 (fi)
ES (1) ES2617148T3 (fi)
FI (1) FI121713B (fi)
MX (1) MX347485B (fi)
PE (1) PE20121078A1 (fi)
PL (1) PL2449139T3 (fi)
WO (1) WO2010149841A1 (fi)
ZA (1) ZA201200612B (fi)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2013068645A1 (en) 2011-11-08 2013-05-16 Outotec Oyj Method for leaching a sulphidic metal concentrate

Families Citing this family (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2014074985A1 (en) * 2012-11-12 2014-05-15 Flsmidth A/S Method and process for the enhanced leaching of copper sulfide minerals containing chalcopyrite
WO2015189707A1 (en) * 2014-06-06 2015-12-17 Soluciones Tecnológicas Mineras Coriolis Limitada Methods of copper extraction
CN105063351B (zh) * 2015-09-22 2017-10-27 北京矿冶研究总院 一种从复杂钼精矿中选择性分离铜铼的方法
CN108118157B (zh) 2017-12-30 2019-04-12 北京工业大学 线路板焚烧烟灰预处理及溴的回收方法
DK3899070T3 (da) * 2018-12-21 2022-12-05 Umicore Nv Fremgangsmåde til udvinding af metaller fra polymetalliske noduler
WO2020142855A1 (es) * 2019-01-11 2020-07-16 Compañía Minera Pargo Minerals Spa Planta para la obtención de sulfato de cobre pentahidratato
WO2020142856A1 (es) * 2019-01-11 2020-07-16 Compañia Minera Pargo Minerals Spa Proceso de obtención de sulfato de cobre pentahidratado
CN115772607A (zh) * 2022-12-12 2023-03-10 昆明理工大学 一种利用超声强化配位剂高效浸出黄铜矿的方法

Family Cites Families (16)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1857494A (en) * 1925-10-06 1932-05-10 Carson George Campbell Method and means for treating sulphide ores and the production of sulphuric acid thereby
US2424866A (en) * 1942-04-15 1947-07-29 Marvin J Udy Process for the treatment of matte to recover metallic salts
DE895530C (de) * 1942-04-15 1953-11-02 Guaranty Invest Corp Ltd Verfahren zur Verarbeitung von sulfidischen Erzen
US3241950A (en) * 1963-02-13 1966-03-22 Sherritt Gordon Mines Ltd Aqueous acid oxidation of copper bearing mineral sulphides
US3891522A (en) * 1972-02-28 1975-06-24 Cominco Ltd Hydrometallurgical process for treating copper-iron sulphides
US3888748A (en) * 1972-06-28 1975-06-10 Du Pont Recovery of metal values from ore concentrates
US3868439A (en) * 1973-02-09 1975-02-25 Univ Utah Method of increasing copper production
GB1598454A (en) * 1977-03-15 1981-09-23 Sherritt Gordon Mines Ltd Leaching of metal sulphides
US4256553A (en) * 1980-01-23 1981-03-17 Envirotech Corporation Recovering copper from chalcopyrite concentrate
US5250273A (en) * 1990-01-18 1993-10-05 Canadian Liquid Air Ltd - Air Liquide Canada Ltee Hydrometallurgical leaching process and apparatus
CN1085959A (zh) * 1992-10-22 1994-04-27 云南师范大学 一种氧化铜矿湿法制取氧化铜的方法
AUPN191395A0 (en) * 1995-03-22 1995-04-27 M.I.M. Holdings Limited Atmospheric mineral leaching process
AUPN564695A0 (en) * 1995-09-27 1995-10-19 Tioxide Australia Pty. Ltd. Process and apparatus for extracting metal
US6319389B1 (en) * 1999-11-24 2001-11-20 Hydromet Systems, L.L.C. Recovery of copper values from copper ores
CA2566596C (en) * 2004-06-03 2011-09-27 David G. Dixon Leaching process for copper concentrates
FI118473B (fi) * 2006-02-17 2007-11-30 Outotec Oyj Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2013068645A1 (en) 2011-11-08 2013-05-16 Outotec Oyj Method for leaching a sulphidic metal concentrate
US9359657B2 (en) 2011-11-08 2016-06-07 Outotec Oyj Method for leaching a sulphidic metal concentrate

Also Published As

Publication number Publication date
FI20090251A0 (fi) 2009-06-26
EP2449139B1 (en) 2016-11-23
CN102803524A (zh) 2012-11-28
AU2010264622A2 (en) 2012-02-16
US20120103827A1 (en) 2012-05-03
AU2010264622B2 (en) 2013-07-11
ES2617148T3 (es) 2017-06-15
CA2765926C (en) 2015-11-17
PL2449139T3 (pl) 2017-06-30
EA023157B1 (ru) 2016-04-29
EP2449139A1 (en) 2012-05-09
FI20090251A (fi) 2010-12-27
BRPI1013501B1 (pt) 2017-12-12
BRPI1013501A2 (pt) 2016-04-05
MX2011013483A (es) 2012-01-31
ZA201200612B (en) 2012-10-31
AU2010264622A1 (en) 2012-02-02
EA201290017A1 (ru) 2012-07-30
CL2011003269A1 (es) 2012-07-13
MX347485B (es) 2017-04-28
EP2449139A4 (en) 2015-09-23
CA2765926A1 (en) 2010-12-29
PE20121078A1 (es) 2012-08-29
CN102803524B (zh) 2015-08-19
WO2010149841A1 (en) 2010-12-29

Similar Documents

Publication Publication Date Title
FI121713B (fi) Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi
FI123376B (fi) Arvokkaiden nikkeli- ja kobolttiosien talteenotto sulfidimalmin kellutusrikasteesta kloridiavusteisella hapettavalla paineuutolla rikkihapossa
US7811357B2 (en) Method for recovering rare metals in zinc leaching process
CA2706414C (en) Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic
CA2160488C (en) Recovery of metals from sulphidic material
FI80076B (fi) Hydrometallurgiskt foerfarande foer extrahering av zink och koppar samt utvinning av aedelmetaller ur zink- och svavelhaltiga material.
FI125027B (fi) Menetelmä metallien talteenottamiseksi niitä sisältävästä materiaalista
FI122188B (fi) Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi
FI100806B (fi) Menetelmä sinkkirikasteen liuottamiseksi atmosfäärisissä olosuhteissa
AU2003261548A1 (en) Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral
FI122676B (fi) Menetelmä sinkkisulfaattipitoisen liuoksen käsittelemiseksi
AU2014276702A1 (en) Method of recovering copper and precious metals
US7547348B2 (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
AU2004257842A1 (en) Method for smelting copper concentrates
CA2530355C (en) Method for processing sulfide ores containing precious metals
AU2004257844B2 (en) Method for processing sulfide ores containing precious metals
AU2007216761A1 (en) A pressure oxidation leach process
MX2008008457A (en) Method for recovering rare metals in a zinc leaching process

Legal Events

Date Code Title Description
FG Patent granted

Ref document number: 121713

Country of ref document: FI