RU2358898C2 - Method for separation of elemental sulphur and sulphide concentrate from intermediate products of sulphide concentrates hydrometallurgy processing - Google Patents
Method for separation of elemental sulphur and sulphide concentrate from intermediate products of sulphide concentrates hydrometallurgy processing Download PDFInfo
- Publication number
- RU2358898C2 RU2358898C2 RU2007118808/02A RU2007118808A RU2358898C2 RU 2358898 C2 RU2358898 C2 RU 2358898C2 RU 2007118808/02 A RU2007118808/02 A RU 2007118808/02A RU 2007118808 A RU2007118808 A RU 2007118808A RU 2358898 C2 RU2358898 C2 RU 2358898C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- sulfur
- flotation
- sulfide
- pulp
- sulphide
- Prior art date
Links
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
- Paper (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способам переработки остатков автоклавного выщелачивания сульфидных материалов цветной металлургии и может быть использовано для выделения образовавшейся на выщелачивании элементарной серы из окисленной пульпы с получением серного и сульфидного концентратов.The invention relates to methods for processing autoclave leach residues of sulfide materials of non-ferrous metallurgy and can be used to separate elemental sulfur formed on leaching from oxidized pulp to produce sulfur and sulfide concentrates.
Известен способ выделения элементарной серы из гидратной пульпы автоклавного окислительного выщелачивания пирротинового концентрата [Я.М.Шнеерсон и др. Способ получения серного и сульфидного концентратов. Авторское свидетельство 1303549, МКИ С01В 17/027]. Способ включает следующие операции: коллективную флотацию серы и сульфидов в серосульфидный концентрат, дезинтеграцию и серную флотацию, продуктами которой являются серный и сульфидный концентраты. Серный концентрат поступает на автоклавную выплавку серы, а сульфидный - на пирометаллургическую переработку совместно с рудным никелевым концентратом. Способ предусматривает использование в качестве реагента-гидрофилизатора на операции дезинтеграции относительно дешевой и безопасной извести (CaO) и добавку органических поверхностно-активных веществ.There is a method of separating elemental sulfur from hydrated pulp of an autoclave oxidative leaching of a pyrrhotite concentrate [Y. M. Schneerson and others. A method for producing sulfur and sulfide concentrates. Copyright certificate 1303549, MKI C01B 17/027]. The method includes the following operations: collective flotation of sulfur and sulfides into a sulfur sulfide concentrate, disintegration and sulfur flotation, the products of which are sulfur and sulfide concentrates. Sulfur concentrate goes to autoclave smelting of sulfur, and sulfide concentrate goes to pyrometallurgical processing together with ore nickel concentrate. The method involves the use of relatively cheap and safe lime (CaO) and the addition of organic surfactants as a hydrophilizer for disintegration operations.
Наиболее близким по технической сущности является принятый за прототип способ выделения элементарной серы и сульфидного концентрата из гидратной пульпы автоклавного окислительного выщелачивания пирротинового концентрата [В.Н.Федоров, А.Н.Гуров, Ж.И.Розенберг, Ю.Я.Сухобаевский. Освоение технологии автоклавного окислительного выщелачивания пирротиновых концентратов. Цветные металлы, 1983, №12, с.1-4].The closest in technical essence is the prototype method for the separation of elemental sulfur and sulfide concentrate from hydrated pulp of autoclave oxidative leaching of pyrrhotite concentrate [V.N. Fedorov, A.N. Gurov, Zh.I. Rozenberg, Yu.Ya. Sukhobaevsky. Mastering the technology of autoclave oxidative leaching of pyrrhotite concentrates. Non-ferrous metals, 1983, No. 12, p.1-4].
Способ основан на автоклавно-флотационных методах переработки окисленной пульпы автоклавного выщелачивания пирротинового концентрата и включает в себя следующие операции: коллективную флотацию серы и сульфидов в серосульфидный концентрат (ССК), дезинтеграцию ССК и серную флотацию, продуктами которой явлются серный и сульфидный концентраты. Серный концентрат поступает на автоклавную выплавку серы, а сульфидный - на пирометаллургическую переработку совместно с рудным никелевым концентратом. Серосульфидную флотацию проводят в кислой среде при рН~4. Пульпу хвостов нейтрализуют и откачивают в хвостохранилище. Дезинтеграцию серосульфидного концентрата осуществляют при 115-130°С, рН 9÷10 с подачей щелочного реагента-гидрофилизатора Na2S. Окончательное разделение элементарной серы и сульфидов происходит на серной флотации дезинтегрированной пульпы, которая проводится также в щелочной среде при рН 9÷10.The method is based on autoclave-flotation methods for processing oxidized pulp of autoclave leaching of pyrrhotite concentrate and includes the following operations: collective flotation of sulfur and sulfides into sulfur-sulfide concentrate (CCK), disintegration of CCK and sulfur flotation, the products of which are sulfur and sulfide concentrates. Sulfur concentrate goes to autoclave smelting of sulfur, and sulfide concentrate goes to pyrometallurgical processing together with ore nickel concentrate. Sulfur sulfide flotation is carried out in an acidic environment at pH ~ 4. The tail pulp is neutralized and pumped into the tailing dump. Disintegration of the sulfide sulfide concentrate is carried out at 115-130 ° С, pH 9 ÷ 10 with the supply of an alkaline reagent-hydrophilizer Na 2 S. The final separation of elemental sulfur and sulfides occurs on sulfuric flotation of the disintegrated pulp, which is also carried out in an alkaline medium at pH 9 ÷ 10.
Способ обеспечивает высокое содержание серы в серном концентрате (>70%) при минимальном ее содержании в сульфидном остатке (~3-5%).The method provides a high sulfur content in sulfuric concentrate (> 70%) with a minimum content in sulfide residue (~ 3-5%).
Недостатком указанных способов является то, что они отработаны для сульфидного сырья, не имеющего в своем составе пирита FeS2. Основными фазами такого сырья являются гидратные формы железа (~60÷70%), сульфиды цветных металлов (Ni, Cu, Co), пирротин и элементарная сера. Если в сырье содержится пирит (как, например, в Уральских цинковых концентратах), то разделения элементарной серы и сульфидов изложенным способом не происходит. Кроме того, он связан с использованием дорогого и ядовитого реагента-гидрофилизатора (сульфида натрия) на операции дезинтеграции в больших количествах (~35 кг/т исходного материала для серосульфидной флотации).The disadvantage of these methods is that they are worked out for sulfide raw materials that do not have FeS 2 pyrite in their composition. The main phases of such raw materials are hydrated forms of iron (~ 60 ÷ 70%), non-ferrous metal sulfides (Ni, Cu, Co), pyrrhotite and elemental sulfur. If raw materials contain pyrite (as, for example, in Ural zinc concentrates), then the separation of elemental sulfur and sulfides by the above method does not occur. In addition, it is associated with the use of an expensive and toxic reagent-hydrophilizer (sodium sulfide) for disintegration operations in large quantities (~ 35 kg / t of source material for sulfosulfide flotation).
Трудность разделения пирита и элементарной серы обусловлена следующими фактами. Во-первых, пирит так же, как и элементарная сера, обладает естественной высокой гидрофобностью и относится к легко флотируемым сульфидным минералам. Во-вторых, гидрофобность пирита повышается при обработке его серной кислотой [С.И.Митрофанов. Селективная флотация. Москва, 1958, 726 с.], а также при покрытии расплавленной серой в результате высокой смачиваемости ею. Именно такая обработка происходит на высокотемпературном сернокислотном выщелачивании цинкового концентрата.The difficulty in the separation of pyrite and elemental sulfur is due to the following facts. Firstly, pyrite, like elemental sulfur, has a naturally high hydrophobicity and belongs to easily floated sulfide minerals. Secondly, the hydrophobicity of pyrite increases when it is treated with sulfuric acid [S.I. Mitrofanov. Selective flotation. Moscow, 1958, 726 pp.], As well as when coated with molten sulfur as a result of its high wettability. It is this treatment that occurs on the high-temperature sulfuric acid leaching of zinc concentrate.
Задачей изобретения является выделение элементарной серы из кеков автоклавного выщелачивания цинкового производства, основными фазами которого являются: элементарная сера (~25-35%), пирит (~15-25%) и ярозит свинца (до 20%). Содержание благородных металлов (БМ) в этом кеке не позволяет считать его отвальным. Возврат богатого по элементарной сере продукта (кека автоклавного выщелачивания) в пирометаллургическое производство не соответствует экологическим требованиям по сокращению выбросов сернистого ангидрида в атмосферу, а также усложняет работу пылеулавливающего оборудования и приводит к его преждевременному выходу из строя.The objective of the invention is the separation of elemental sulfur from the autoclave leaching cakes of zinc production, the main phases of which are: elemental sulfur (~ 25-35%), pyrite (~ 15-25%) and jarosite lead (up to 20%). The content of precious metals (BM) in this cake does not allow to consider it dump. The return of a product rich in elemental sulfur (autoclave leaching cake) to the pyrometallurgical production does not meet environmental requirements to reduce emissions of sulfur dioxide in the atmosphere, and also complicates the operation of dust collecting equipment and leads to its premature failure.
Техническим результатом изобретения является выделение серного концентрата, пригодного для серной плавки (то есть содержащего не менее 70% S°), и получение сульфидного концентрата, концентрирующего в себе до 80% благородных металлов исходного кека выщелачивания, с минимальным содержанием элементарной серы (1÷10%). Этот материал может быть направлен на пирометаллургический передел с целью доизвлечения ценных компонентов (медь, БМ), не нарушая экологических требований.The technical result of the invention is the separation of sulfur concentrate suitable for sulfur smelting (that is, containing at least 70% S °), and the production of sulfide concentrate concentrating up to 80% of the noble metals of the initial leach cake, with a minimum content of elemental sulfur (1 ÷ 10 %). This material can be sent to the pyrometallurgical redistribution in order to retrieve valuable components (copper, BM) without violating environmental requirements.
Поставленная задача решается тем, что выделение элеметарной серы из окисленной пульпы выщелачивания цинкового концентрата осуществляется за счет дополнительной обработки материала с реагентами перед каждой флотационной операцией, а также за счет повышения температуры дезинтеграции.The problem is solved in that the separation of elemental sulfur from the oxidized pulp leaching of zinc concentrate is carried out by additional processing of the material with reagents before each flotation operation, as well as by increasing the temperature of disintegration.
По данным исследований под микроскопом Axioplan Zeiss основное количество (~60%) элементарной серы в материале находится в свободном состоянии. Остальная ее часть связана с пиритом в виде конгломератов различной крупности, реже с единичными зернами халькопирита. Зерна пирита, разрушенные в процессе выщелачивания, покрыты каймой из элементарной серы, кроме того, элементарная сера заполняет его трещины, вследствие высокой смачиваемости этого сульфида расплавленной серой. Лишь незначительная часть пирита находится в свободном состоянии в виде зерен различной крупности. Такие особенности минералогического строения исходного материала в сочетании с высоким содержанием пирита обуславливают необходимость его дополнительной обработки перед флотационным разделением, а также повышения температуры дезинтеграции.According to studies using an Axioplan Zeiss microscope, the bulk (~ 60%) of elemental sulfur in the material is in a free state. The rest of it is associated with pyrite in the form of conglomerates of various sizes, less often with single grains of chalcopyrite. Pyrite grains destroyed during leaching are covered with a rim of elemental sulfur, in addition, elemental sulfur fills its cracks, due to the high wettability of this sulfide by molten sulfur. Only an insignificant part of pyrite is in a free state in the form of grains of various sizes. Such features of the mineralogical structure of the starting material in combination with a high pyrite content necessitate its additional processing before flotation separation, as well as an increase in the temperature of disintegration.
Из вышесказанного следует, что основную трудность представляет собой выбор режимов операций, обеспечивающих разделение элементарной серы и пирита.From the above it follows that the main difficulty is the choice of modes of operations that ensure the separation of elemental sulfur and pyrite.
Из практики обогащения сульфидных руд известно, что наиболее дешевым и широко применяемым депрессором пирита является известь. Время агитации флотационной пульпы с известью перед селективной флотацией может колебаться от одного до нескольких часов [С.И.Митрофанов. Селективная флотация. Москва, 1958, 726 с.].From the practice of sulphide ore dressing, it is known that lime is the cheapest and most widely used pyrite depressant. The agitation time of flotation pulp with lime before selective flotation can vary from one to several hours [S.I. Mitrofanov. Selective flotation. Moscow, 1958, 726 p.].
Для флотации серы обычно используют углеводородные собиратели: керосин и другие нефтепродукты. Несмотря на то что при известковой депрессии поверхность пирита частично покрывается гипсом, применение углеводородных собирателей усиливает флотоактивность этого сульфида. Поэтому применение указанного вида собирателей для элементарной серы в данном случае неэффективно.For sulfur flotation, hydrocarbon collectors are usually used: kerosene and other petroleum products. Despite the fact that during calcareous depression, the pyrite surface is partially covered with gypsum, the use of hydrocarbon collectors enhances the flotation activity of this sulfide. Therefore, the use of this type of collectors for elemental sulfur in this case is inefficient.
Проблема решается использованием другого реагента - депрессора и гидрофилизатора сульфидных минералов - сульфида натрия, применяемого при обогащении серой кеков гидрометаллургии [Манцевич М.И. Развитие теории и практики флотации никель-пирротинового сырья в комбинированных и традиционных схемах его переработки. Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук. М., 1995].The problem is solved by using another reagent - a depressant and a hydrophilizer of sulfide minerals - sodium sulfide, used in the enrichment of sulfur cakes of hydrometallurgy [Mantsevich MI Development of the theory and practice of flotation of nickel-pyrrhotite raw materials in combined and traditional schemes for its processing. The dissertation for the degree of Doctor of Technical Sciences. M., 1995].
Расход сульфида натрия, соответствующий рН пульпы больше 9,5 и концентрации его в растворе ~0,8÷1,5 г/л, обеспечивает значение окислительно-восстановительного потенциала пульпы Eh=-560÷-360 mV относительно хлорсеребряного электрода. В этих условиях элементарная сера сохраняет флотационную активность и переходит в пенный продукт без применения углеводородных собирателей, а сульфидные и оксидные составляющие остаются в камерном продукте флотации. В отличие от способа-аналога, где на дезинтеграции используется сульфид натрия (при температуре 115-130°С), в предлагаемом способе этот реагент используется только на серосульфидной флотации, проводимой при комнатной температуре, а главное, в значительно меньших количествах: ~7 кг/т исходного материала, поступающего на серосульфидную флотацию.The consumption of sodium sulfide, corresponding to a pulp pH greater than 9.5 and its concentration in the solution of ~ 0.8 ÷ 1.5 g / l, provides the value of the redox potential of the pulp Eh = -560 ÷ -360 mV relative to the silver chloride electrode. Under these conditions, elemental sulfur retains flotation activity and passes into the foam product without the use of hydrocarbon collectors, and sulfide and oxide components remain in the chamber flotation product. Unlike the analogue method, where sodium sulfide is used for disintegration (at a temperature of 115-130 ° C), in the proposed method this reagent is used only on sulfosulfide flotation carried out at room temperature, and most importantly, in much smaller quantities: ~ 7 kg / t of the feed to the sulfosulfide flotation.
Серосульфидный концентрат подлежит дополнительному разделению на серную и сульфидную компоненты. Данный материал подвергают щелочной обработке, называемой дезинтеграцией, при температуре выше точки плавления элементарной серы. При добавлении щелочного реагента в нагретой пульпе происходит гидрофилизация сульфидов, что создает предпосылки для дальнейшего отделения их от элементарной серы флотацией.Sulfur concentrate is subject to additional separation into sulfur and sulfide components. This material is subjected to an alkaline treatment, called disintegration, at a temperature above the melting point of elemental sulfur. When alkaline reagent is added in the heated pulp, sulfides are hydrophilized, which creates the prerequisites for their further separation from elemental sulfur by flotation.
Повышенная температура и щелочная среда приводят к некоторому растворению серы по реакциям:Elevated temperature and alkaline environment lead to some dissolution of sulfur in the reactions:
Наиболее вероятной формой полисульфидной серы является пентасульфид - CaS5.The most likely form of polysulfide sulfur is pentasulfide - CaS 5 .
Наряду с полисульфидной (Sn 2-) и тиосульфатной (S2O3 2-) формами часть серы растворяется с образованием моносульфида (S2-) или HS- ионов:Along with the polysulfide (S n 2- ) and thiosulfate (S 2 O 3 2- ) forms, part of the sulfur dissolves with the formation of monosulfide (S 2- ) or HS - ions:
Наличие в жидкой фазе сульфид-ионов способствует смачиваемости раствором твердых частиц, представленных остатками сульфидов. Элементарная сера при этом остается гидрофобной. Все это создает условия для дальнейшего разделения серы и сульфидов флотацией.The presence of sulfide ions in the liquid phase contributes to the wettability of the solution of solid particles represented by sulfide residues. Elemental sulfur remains hydrophobic. All this creates the conditions for further separation of sulfur and sulfides by flotation.
Однако, для проведения серной флотации по предлагаемому способу необходима предварительная обработка пульпы реагентами - депрессорами пирита, так же, как и перед серосульфидной флотацией.However, for carrying out sulfuric flotation according to the proposed method, preliminary processing of the pulp is necessary with reagents - pyrite depressants, as well as before sulfur sulfide flotation.
Таким образом, технологическая схема предлагаемого способа включает в себя дополнительные операции: агитацию пульпы с реагентами перед каждой флотацией. Схема представлена на фиг.1.Thus, the technological scheme of the proposed method includes additional operations: agitation of the pulp with reagents before each flotation. The diagram is presented in figure 1.
Изложенное выше подтверждается следующими примерами.The above is confirmed by the following examples.
Эксперименты по реализации способа прототипа и предлагаемого способа проводили на пробах остатка выщелачивания цинкового концентрата, содержащих, %: Zn 1,5-4,0; Cu 1,4-2,3; Pb 2,4-3,6; Fe 17-21; S° 27-30, благородные металлы в количестве, г/т: Au 2,7-5,5; Ag 180-210.Experiments on the implementation of the prototype method and the proposed method was carried out on samples of the leach residue of zinc concentrate containing,%: Zn 1.5-4.0; Cu 1.4-2.3; Pb 2.4-3.6; Fe 17-21; S ° 27-30, noble metals in quantity, g / t: Au 2.7-5.5; Ag 180-210.
Первое флотационное обогащение (серосульфидную флотацию) проводили на лабораторных пневмомеханических машинах марки 237-ФЛ со съемными камерами объемом 1 л; 0,75 л и 0,5 л для поддержания определенной плотности в операциях флотации, а также на машинах марки «Механобр» с объемом камер 3 литра.The first flotation enrichment (sulfur-sulfide flotation) was carried out on laboratory pneumatic-mechanical machines of the brand 237-FL with removable chambers with a volume of 1 l; 0.75 liters and 0.5 liters to maintain a certain density in flotation operations, as well as on machines of the brand "Mechanobr" with a chamber volume of 3 liters.
Обработку (агитацию) пульпы исходного материала (содержание твердого 50%) с реагентами перед флотацией осуществляли в стакане с мешалкой, скорость вращения которой составляла 700 об/мин. Крупность используемой извести составляла 99% класса - 0,074 мм. Загрузку извести в стакан с мешалкой осуществляли в сухом виде, а сернистого натрия - в виде 10%-го раствора. Расход определяли поддержанием рН на заданном уровне.Processing (agitation) of the pulp of the starting material (solid content 50%) with reagents before flotation was carried out in a beaker with a stirrer, the rotation speed of which was 700 rpm. The size of the lime used was 99% of the class - 0.074 mm. The loading of lime in a glass with a stirrer was carried out in dry form, and sodium sulfide in the form of a 10% solution. Consumption was determined by maintaining the pH at a given level.
Содержание твердого в серосульфидной флотации устанавливали в пределах 30-20%.The solid content in the sulfosulfide flotation was set in the range of 30-20%.
После проведения флотационного опыта полученные продукты отфильтровывали, твердое высушивали в сушильном шкафу до постоянного веса при температуре 80-85°С, вес фиксировали для расчета выходов каждого продукта. Подготовленные пробы продуктов подвергали химическому анализу на элементарную серу.After the flotation experiment, the obtained products were filtered off, the solid was dried in an oven to constant weight at a temperature of 80-85 ° С, the weight was fixed to calculate the yields of each product. Prepared product samples were subjected to chemical analysis for elemental sulfur.
Схема серосульфидной флотации представлена на фиг.2.Scheme sulfosulfide flotation is presented in figure 2.
Исследования процесса дезинтеграции проводили в лабораторном титановом автоклаве американской фирмы Parr объемом 7,5 литров при соотношении жидкой и твердой фаз 2:1. В качестве щелочного реагента, гидрофилизирующего сульфиды, использовали известь: с активностью 81% и крупностью ~0,1÷1,0 мм. Исходным материалом для дезинтеграции служил концентрат серосульфидной флотации с содержанием элементарной серы 42÷47%.Investigations of the disintegration process were carried out in a laboratory titanium autoclave of the American company Parr with a volume of 7.5 liters with a liquid to solid phase ratio of 2: 1. As an alkaline reagent, hydrophilizing sulfides, lime was used: with an activity of 81% and a particle size of ~ 0.1 ÷ 1.0 mm. The starting material for disintegration was a sulfosulfide flotation concentrate with elemental sulfur content of 42–47%.
Эксперименты проводили следующим образом. В открытый автоклав загружали навеску исходного материала (серосульфидный концентрат после флотации), расчетное количество извести (в распульпованном виде) и необходимое количество жидкой фазы. Затем автоклав герметизировали, спрессовывали и нагревали до нужной температуры (125÷145°С) с включенной мешалкой, производя сброс абгаза (до 0 атм) при температуре 90-95°С и выключенной мешалке.The experiments were carried out as follows. A sample of the starting material (sulfur-sulfide concentrate after flotation), the calculated amount of lime (in pulp form) and the required amount of the liquid phase were loaded into an open autoclave. Then the autoclave was sealed, pressed and heated to the desired temperature (125 ÷ 145 ° С) with the mixer turned on, releasing the gas (up to 0 atm) at a temperature of 90-95 ° С and the mixer turned off.
Момент достижения заданной температуры считали началом опыта. По окончании заданного времени автоклав остужали, пульпу выгружали в герметичную емкость (взяв пробу раствора) и отправляли на дальнейшую переработку - серную флотацию. Раствор анализировали на содержание моносульфидной серы S2- и серы общей.The moment of reaching the set temperature was considered the beginning of the experiment. At the end of the set time, the autoclave was cooled, the pulp was unloaded into a sealed container (taking a sample of the solution) and sent for further processing - sulfur flotation. The solution was analyzed for the content of monosulfide sulfur S 2 - and total sulfur.
Эксперименты по серной флотации проводили на успешно дезинтегрированной пульпе, содержащей сульфид-ион в жидкой фазе. Схема серной флотации представлена на фиг.3.Sulfur flotation experiments were carried out on a successfully disintegrated pulp containing sulfide ion in the liquid phase. Scheme of sulfuric flotation is presented in figure 3.
Обе агитации осуществляли в двух вариантах: с двумя реагентами (СаО, Na2S) 40 минут перед основной флотацией, 25 минут перед перечисткой; с одним реагентом (СаО) по 15 минут каждая. Расход реагентов определяли необходимостью поддержания рН на заданном уровне.Both agitation was carried out in two versions: with two reagents (CaO, Na 2 S) 40 minutes before the main flotation, 25 minutes before re-cleaning; with one reagent (CaO) for 15 minutes each. Reagent consumption was determined by the need to maintain the pH at a given level.
Методика подготовки продуктов для химического анализа была аналогична описанной выше для продуктов серосульфидной флотации.The methodology for preparing products for chemical analysis was similar to that described above for products of sulfosulfide flotation.
Результаты экспериментов по реализации прототипа и предлагаемого способа представлены в таблице.The results of experiments on the implementation of the prototype and the proposed method are presented in the table.
Из таблицы видно, что на серосульфидной флотации неотмытого кислого остатка выщелачивания без предварительной обработки реагентами разделения материала не происходит (оп. CC1): не наблюдается даже формирования пенного продукта. Не улучшает ситуацию и отмывка кека до рН 6,2: без предварительной обработки реагентами флотация не идет (оп. CC2).It can be seen from the table that on serosulfide flotation of an uncleaned acidic leach residue without preliminary treatment with reagents, material separation does not occur (op. CC1): even the formation of a foam product is not observed. Nor does the cake wash out to pH 6.2: flotation does not occur without preliminary treatment with reagents (op. CC2).
Обработка отмытого кека щелочными реагентами позволяет повысить рН пульпы. Однако, как показали эксперименты, для достижения удовлетворительных показателей флотации значение рН флотируемой пульпы должно быть не менее 10,5. При рН< 10,0 флотационного разделения серосульфидной и оксидной составляющих не происходит (оп. CC3). При значениях рН от 10,0 до 10,5 материал делится на два продукта, но извлечение элементарной серы в серосульфидный концентрат не достигает требуемых значений (≥90%), а содержание ее в хвостах флотации превышает допустимые значения и находится в пределах 9,0÷9,5% (оп. CC4, 5).Processing the washed cake with alkaline reagents can increase the pH of the pulp. However, experiments have shown that in order to achieve satisfactory flotation values, the pH of the flotated pulp must be at least 10.5. At pH <10.0, flotation separation of the sulfur-sulfide and oxide components does not occur (op. CC3). At pH values from 10.0 to 10.5, the material is divided into two products, but the extraction of elemental sulfur in the sulfosulfide concentrate does not reach the required values (≥90%), and its content in the flotation tailings exceeds the permissible values and is within 9.0 ÷ 9.5% (op. CC4, 5).
При рН>10,5 получены удовлетворительные показатели процесса флотации (оп. CC6-9): извлечение серы элементарной в концентрат ≥95% при содержании ее в нем >40%, а в хвостах <5%.At pH> 10.5, satisfactory indicators of the flotation process were obtained (op. CC6-9): the extraction of elemental sulfur in concentrate ≥95% with its content in it> 40%, and in tailings <5%.
Повышение рН до 13,0 представляется нецелесообразным, поскольку не приводит к существенному улучшению показателей процесса (оп. CC9), а только к повышенному расходу извести.Raising the pH to 13.0 seems inappropriate because it does not lead to a significant improvement in the process (op. CC9), but only to an increased consumption of lime.
Результаты опытов по дезинтеграции серосульфидного концентрата (оп. Д1-3) показывают, что при температуре 125-135°С не получают свое развитие реакции (2), (3). В растворе присутствуют только тиосульфатные формы серы (~10 г/л), сульфид-ион (S2-), необходимый для успешного хода дезинтеграции, отсутствует. В отсутствие сульфид-иона в жидкой фазе поверхность частиц сульфидов не смачивается раствором, сульфиды остаются гидрофобными и при последующей флотации уходят в пенный продукт вместе с серой.The results of experiments on the disintegration of sulfosulfide concentrate (op. D1-3) show that at a temperature of 125-135 ° C reactions (2), (3) do not receive their development. Only thiosulfate forms of sulfur (~ 10 g / l) are present in the solution; there is no sulfide ion (S 2- ) necessary for the successful course of disintegration. In the absence of a sulfide ion in the liquid phase, the surface of the sulfide particles is not wetted by the solution, sulfides remain hydrophobic and, during subsequent flotation, go into the foam product together with sulfur.
При повышении температуры до 145°С в жидкой фазе появляется сульфид-ион (оп. Д4-7) в количестве ~1,6-6 г/л. Наличие сульфид-иона приводит к смачиванию раствором поверхности сульфидов и, следовательно, к последующему флотационному отделению от них элементарной серы. Первичным показателем наличия сульфид-иона в жидкой фазе является запах сероводорода при разгерметизации автоклава и желтая полоска на фильтровальной бумаге, опущенной в дезинтегрированную пульпу. рН пульпы при этом находится в пределах 8-9.When the temperature rises to 145 ° C, a sulfide ion (op. D4-7) appears in the liquid phase in an amount of ~ 1.6-6 g / l. The presence of a sulfide ion leads to wetting of the surface of sulfides by the solution and, consequently, to subsequent flotation separation of elemental sulfur from them. The primary indicator of the presence of a sulfide ion in the liquid phase is the smell of hydrogen sulfide during depressurization of the autoclave and a yellow strip on filter paper dipped in a disintegrated pulp. The pH of the pulp is in the range of 8-9.
Оптимальными параметрами для успешного хода процесса являются расход извести в пределах 65÷70 кг/т S° в загрузке на операцию и температура 145°С. Увеличение расхода реагента (оп. Д4) и повышение температуры (оп. Д7) приводят к повышенному переходу серы в раствор (~10-11%), в результате чего возрастают потери серы с растворами. Кроме того, при температуре 145-150°С расплавленная сера обладает минимальной вязкостью. Повышение температуры выше 155°С приводит к резкому возрастанию вязкости жидкой серы, что существенно осложняет разъединение серы и сульфидов.The optimal parameters for a successful process are lime consumption in the range of 65–70 kg / t S ° in the load for operation and a temperature of 145 ° C. An increase in reagent consumption (op. D4) and an increase in temperature (op. D7) lead to an increased conversion of sulfur to solution (~ 10-11%), resulting in an increase in sulfur loss with solutions. In addition, at a temperature of 145-150 ° C, molten sulfur has a minimum viscosity. An increase in temperature above 155 ° C leads to a sharp increase in the viscosity of liquid sulfur, which significantly complicates the separation of sulfur and sulfides.
Таким образом, дезинтеграция проходит успешно при условиях, обеспечивающих наличие сульфид-иона в растворе в количестве не менее 1,6 г/л.Thus, disintegration is successful under conditions ensuring the presence of a sulfide ion in solution in an amount of at least 1.6 g / l.
Условием эффективного проведения серной флотации является сильнощелочная среда, а также наличие в пульпе сульфид-иона. Как и в случае с серосульфидной флотацией, перед каждой операцией необходимо контактирование пульпы с реагентами - агитация. Условием достижения удовлетворительных показателей процесса является значение рН флотируемой пульпы, определяемое реагентным режимом агитации. На серной флотации оно должно быть не менее 11,5. При значениях рН<11,0 флотационного разделения серы и сульфидов не происходит (оп. СФ1, 2). При значениях рН от 11,0 до 12,0 наблюдается формирование пенного продукта (оп. СФ3), но извлечение элементарной серы в концентрат низкое (~46%), а содержание ее в хвостах флотации недопустимо велико (29,9%).A highly alkaline environment, as well as the presence of a sulfide ion in the pulp, is a prerequisite for the effective implementation of sulfuric flotation. As in the case of sulfosulfide flotation, before each operation it is necessary to contact the pulp with reagents - agitation. A condition for achieving satisfactory performance of the process is the pH of the flotated pulp, determined by the reagent regime of agitation. On sulfur flotation, it should be at least 11.5. At pH <11.0, flotation separation of sulfur and sulfides does not occur (op. SF1, 2). At pH values from 11.0 to 12.0, the formation of a foam product (op. SF3) is observed, but the extraction of elemental sulfur in the concentrate is low (~ 46%), and its content in the flotation tailings is unacceptably high (29.9%).
При рН 12,0 (оп. СФ4) получены удовлетворительные показатели процесса флотации: извлечение серы в концентрат ~ 80% при содержании ее в нем ~70%. Хвосты флотации содержат ~8% серы элементарной. Несмотря на относительно высокое содержание элементарной серы в промпродукте (32,9%), этот материал, будучи смешан с хвостами серной (8,1% S°) и серосульфидной (1,0% S°) флотации, образует объединенный сульфидный концентрат с содержанием S° 9,7%. Выход этого материала менее 25% от кека выщелачивания. Содержание серы элементарной в сульфидном концентрате (~5-10%) позволяет направлять его в пирометаллургическое производство. В этом случае процесс серной флотации может быть упрощен и реализован в одну операцию аналогично серосульфидной флотации.At a pH of 12.0 (op. SF4), satisfactory indicators of the flotation process were obtained: extraction of sulfur in the concentrate ~ 80% with its content in it ~ 70%. Flotation tails contain ~ 8% elemental sulfur. Despite the relatively high elemental sulfur content in the intermediate (32.9%), this material, when mixed with the tailings of sulfuric (8.1% S °) and sulfur-sulfide (1.0% S °) flotation, forms a combined sulfide concentrate with a content of S ° 9.7%. The yield of this material is less than 25% of the leach cake. Elemental sulfur content in sulfide concentrate (~ 5-10%) allows it to be sent to pyrometallurgical production. In this case, the process of sulfuric flotation can be simplified and implemented in a single operation similar to sulfosulfide flotation.
При переработке кека выщелачивания цинкового концентрата по предлагаемой технологии возможно извлечение до 78% серы элементарной в серный концентрат с содержанием ее в нем не менее 70%. Материал с таким содержанием элементарной серы пригоден для автоклавной выплавки серы по технологии, используемой на серном переделе в Норильске [В.И.Горячкин, И.М.Нелень, В.А.Щербаков, М.И.Манцевич, А.С.Ладыго, Я.М.Шнеерсон. Гидрометаллургическое обогащение никель-пирротинового концентрата. Цветные металлы, 1974, №9, с.1-6; М.А.Менковский, В.Т.Яворский. Технология серы. - М.: Химия, 1985. - 328 с.].When processing the leach cake of zinc concentrate according to the proposed technology, it is possible to extract up to 78% elemental sulfur into sulfur concentrate with its content in it of at least 70%. A material with such elemental sulfur content is suitable for autoclaving sulfur using the technology used in the sulfur refining in Norilsk [V.I. Goryachkin, I.M. Nelen, V.A. Shcherbakov, M.I. Mantsevich, A.S. Ladygo , J.M. Schneerson. Hydrometallurgical enrichment of nickel-pyrrhotite concentrate. Non-ferrous metals, 1974, No. 9, p.1-6; M.A. Menkovsky, V.T. Yavorsky. Sulfur technology. - M .: Chemistry, 1985. - 328 p.].
При этом в пирометаллургию поступает сокращенный на одну треть материал с содержанием элементарной серы в нем <10%, в отличие от 30% S° в исходном кеке выщелачивания. Кроме того, этот материал концентрирует в себе более 85% серебра и 75% золота (от содержания этих металлов в кеке выщелачивания), что исключает их потери.At the same time, one third of the material with elemental sulfur content in it <10%, unlike 30% S ° in the initial leach cake, enters the pyrometallurgy. In addition, this material concentrates more than 85% silver and 75% gold (from the content of these metals in the leach cake), which eliminates their loss.
Claims (5)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2007118808/02A RU2358898C2 (en) | 2007-05-21 | 2007-05-21 | Method for separation of elemental sulphur and sulphide concentrate from intermediate products of sulphide concentrates hydrometallurgy processing |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2007118808/02A RU2358898C2 (en) | 2007-05-21 | 2007-05-21 | Method for separation of elemental sulphur and sulphide concentrate from intermediate products of sulphide concentrates hydrometallurgy processing |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2007118808A RU2007118808A (en) | 2008-11-27 |
RU2358898C2 true RU2358898C2 (en) | 2009-06-20 |
Family
ID=41026101
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2007118808/02A RU2358898C2 (en) | 2007-05-21 | 2007-05-21 | Method for separation of elemental sulphur and sulphide concentrate from intermediate products of sulphide concentrates hydrometallurgy processing |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2358898C2 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2604279C1 (en) * | 2015-08-14 | 2016-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Байкальская горная компания" | Method of processing sulphide oxidised copper ores with copper and silver extraction |
RU2623851C1 (en) * | 2016-05-23 | 2017-06-29 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for flotation separating minerals of heavy metals |
-
2007
- 2007-05-21 RU RU2007118808/02A patent/RU2358898C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ФЕДОРОВ В.Н. и др. Освоение технологии автоклавного окислительного выщелачивания пирротиновых концентратов. - Цветные металлы, 1983, №12, с.1-4. * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2604279C1 (en) * | 2015-08-14 | 2016-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Байкальская горная компания" | Method of processing sulphide oxidised copper ores with copper and silver extraction |
RU2623851C1 (en) * | 2016-05-23 | 2017-06-29 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for flotation separating minerals of heavy metals |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2007118808A (en) | 2008-11-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US6833021B1 (en) | Method for treating precious metal bearing minerals | |
RU2117057C1 (en) | Method for recovery of zinc and iron from zinc- and iron-containing materials (versions) | |
CN100469908C (en) | Method for the treatment of copper-bearing materials | |
JP4450108B1 (en) | Separation of arsenic minerals from high arsenic grade copper-containing materials | |
Amer | Processing of copper anodic-slimes for extraction of valuable metals | |
Ivanik | Flotation extraction of elemental sulfur from gold-bearing cakes | |
US3476552A (en) | Mercury process | |
CN101215633B (en) | Integrated utilization technique for multi-metal ore containing gold and silver by chlorine carrier chlorination method | |
MXPA04006156A (en) | High temperature pressure oxidation of ore and ore concentrates containing silver using controlled precipiation of sulfate species. | |
RU2434064C1 (en) | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock | |
MX2010011197A (en) | Leaching process for copper concentrates containing arsenic and antimony compounds. | |
EA031994B1 (en) | Leaching of minerals | |
RU2358898C2 (en) | Method for separation of elemental sulphur and sulphide concentrate from intermediate products of sulphide concentrates hydrometallurgy processing | |
JP7299592B2 (en) | beneficiation method | |
US20040200730A1 (en) | Hydrometallurgical copper recovery process | |
US6143259A (en) | Treatment of pyrite and arsenophrite containing material with ferric ions and sulfur dioxide/oxygen mixture to improve extraction of valuable metals therefrom | |
AU2016404815A1 (en) | Method for reducing arsenic content in arsenic-bearing gold material | |
Yessengarayev et al. | Ore treatment hydrogen peroxide during heap leaching of gold | |
Lin | Characterization and flotation of sulfur from chalcopyrite concentrate leaching residue | |
Rusalev et al. | Investigation of complex treatment of the gold-bearing antimony flotation concentrate | |
RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
WO2019203667A1 (en) | Enhanced methods of extracting precious metals and methods of testing | |
RU2798854C2 (en) | Method for extraction of gold from resistant fine ground sulphide concentrates | |
RU2471006C1 (en) | Method for extracting copper from sulphide-bearing ore | |
GB2204507A (en) | Method of concentration of difficult-to-concentrate oxidized copper ore |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20100522 |