SE451463B - Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat - Google Patents

Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat

Info

Publication number
SE451463B
SE451463B SE8207053A SE8207053A SE451463B SE 451463 B SE451463 B SE 451463B SE 8207053 A SE8207053 A SE 8207053A SE 8207053 A SE8207053 A SE 8207053A SE 451463 B SE451463 B SE 451463B
Authority
SE
Sweden
Prior art keywords
content
lead
leaching
process according
chloride
Prior art date
Application number
SE8207053A
Other languages
English (en)
Other versions
SE8207053L (sv
SE8207053D0 (sv
Inventor
T K Mioen
Original Assignee
Boliden Ab
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
Publication of SE8207053D0 publication Critical patent/SE8207053D0/sv
Priority to SE8207053A priority Critical patent/SE451463B/sv
Application filed by Boliden Ab filed Critical Boliden Ab
Priority to ZA838099A priority patent/ZA838099B/xx
Priority to AU21019/83A priority patent/AU558324B2/en
Priority to JP58215875A priority patent/JPS59110739A/ja
Priority to CA000442103A priority patent/CA1224926A/en
Priority to EP19830850325 priority patent/EP0113649A1/en
Priority to FI834454A priority patent/FI71337C/fi
Priority to ES527785A priority patent/ES8504948A1/es
Priority to PT7777583A priority patent/PT77775B/pt
Priority to GR73166A priority patent/GR78790B/el
Priority to NO834518A priority patent/NO834518L/no
Publication of SE8207053L publication Critical patent/SE8207053L/sv
Publication of SE451463B publication Critical patent/SE451463B/sv

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
    • 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
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/02Obtaining noble metals 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
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals 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
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/06Chloridising
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/02Obtaining lead 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
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/04Obtaining lead 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
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/06Refining
    • C22B13/08Separating metals from lead by precipitating, e.g. Parkes process
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/06Refining
    • C22B13/10Separating metals from lead by crystallising, e.g. by Pattison process
    • 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
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • 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
    • 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
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00Obtaining refractory metals
    • C22B34/30Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
    • C22B34/34Obtaining molybdenum
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C22B60/0234Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors sulfurated ion as active agent
    • 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)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Crystallography & Structural Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

10 15 20 25 30 451 463 Bulkkoncentraten brukar anrikas vidare, men det är härvid i prak- tiken omöjligt att få fram blyfria koppar- och/eller zinkkoncentrat.
Härigenom får kopparverken och zinkverken som behandlar dessa sliger såväl tekniska som miljömässiga problem samtidigt som sligernas bly- .innehåll oftast förloras värdemässigt. Även en del koppar, zink och silver brukar värdemässigt förloras vid selektiv uppdelning av bulk- koncentraten.
Det har föreslagits att bulkkoncentratets blyinnehåll skulle selek- tivt utlakas med ett oxiderande lakmedel, såsom FeCl3, varigenom bly- innehållet skulle kunna tillgodogöras samtidigt som det kvarvarande bulkkoncentratets fortsatta upparbetning skulle~förbättras. Förslagen har dock såvitt vi erfar inte resulterat i någon teknisk process.
Nackdelar med en sådan process är att stora sligmängder måste lakas och att det är svårt att vid lakningen förhindra att även zink går i lösning. Använd lakvätska måste oxideras innan den kan användas igen.
Redan på l800-taiet föreslogs lakning av sulfidisk malm med en oxida- tiv kloridlösning bestående av FeCl3 och/eller CuCl2. Dessa försök har återupptagits på olika håll.i världen under l960- och 70-talen.
Förslag har även framförts att laka såväl ren kopparslig som ren bly- slig och bulkkoncentrat innehållande koppar, zink och bly.
Bland nackdelarna med de föreslagna sulfidlakningsprocesserna må nämnas: - den resulterande laklösningen blir mycket komplex och svår att separera i olika metaller, emedan såväl bly som koppar, zink och silver går i lösning. - sligens järninnehåll utlakas och måste sedan utfällas som ' jarosit, götit eller ferrihydroxid, vilket fordrar tillsats av kemikalier och orsakar deponeringsproblem. 10 15 20 25 30 35 451 463 f efter lakningen föreligger järnkloriden som FeCl2 och koppar- kloriden om sådan använts som CuCl. Dessa måste oxideras till FeCl3 respektive CuCl2 för att på nytt kunna användas till lak- ning. - - i sligen närvarande koppar och zink framkomer som klorider.
Dessa måste överföras till sulfater för att väletablerad reduk- tionsteknik (elektrolys) skall kunna användas. - processerna är inte lämpade för sliger som håller föroreningarna kvicksilver, arsenik, antimon och vismut, ej heller för ädelmetall- haltiga sliger.
Trots stora ansträngningar har således ännu ingen process utvecklats som kunnat ersätta de konventionella smältverksprocesserna för aktu- ella typer av komplexa sulfidiska material, exempelvis bulkkoncentrat innehållande bly, koppar och zink. Som ovan antytts är inte heller sådana pyrometallurgiska processer attraktiva med de krav på produkti- vitet, utbyten och miljö som ställes i dag.
Pyritiska malmer eller sliger med halter av koppar, zink och bly un- derstigande 5% har sedan 1800-talet behandlats i storindustriell skala på sådant sätt att materialet först rostats, varefter de s.k. kisbränderna underkastats klorerande rostning. Koppar, zink och bly har då kunnat utlakas, varefter resulterande järnoxid använts som råvara för framställning av råjärn i masugn. Upparbetning av laklös- ningen och separering av metallerna från varandra är emellertid en omständlig och hanteringsmässigt ohygienisk procedur. Processen i sin helhet är således kostnadskrävande och miljöovänlig. Fabrikerna har därför lagts ned en efter en.
Förfarandet enligt uppfinningen eliminerar alla de nackdelar och svå- righeter med hittills kända processer som inledningsvis antytts och syftar till att erbjuda en tekniskt och miljömässigt attraktiv pro- cess för upparbetning av komplexa blyinnehållande sulfidiska sliger för selektiv utvinning av metallinnehållet däri. l0 l5 20 25 30 35 451 463 Förfarandet kännetecknas i detta syfte av den kombination av process- steg som framgår av tillhörande patentkrav.
Det komplexa koncentratet behandlas således i en flerstegsprocess omfattande rostning, sulfatering, vatten- eller svavelsyralakning (laksteg l) samt kloridlakning (laksteg 2). Det har härvid över- raskande visat sig att koncentratets blyinnehåll förblir kvar kvan- titativt i materialet ända till laksteg 2 och att det därvid ej visat sig störa övriga tidigare processförlopp. Utbytena av övriga i tidigare steg utvunna metaller pâverkas således ej på något sätt negativt genom närvaron av bly och/eller ädelmetallinnehållet, och det har således visat sig att dessa i de tidigare processtegen ut- vunna metallerna kan utvinnas med mycket höga utbyten. Detta innebär att lakresten efter laksteg l kan betraktas och hanteras som en högkvalitativ blyråvara respektive ädelmetallråvara. Dessutom har det visat sig att elimineringen av föroreningar som arsenik, antimon, vismut, kvicksilver och svavel kan äga rum under rostnings- och sulfateringsstegen utan interaktion från övrigt metallinnehåll i koncentraten. Vid höga ingående bly- och/eller ädelmetallhalter i koncentratet kan det vara att föredraga att i stället för laksteg 2 separera och utvinna bly och/eller ädelmetaller~frän lakresten från laksteg l pyrometallurgiskt genom nedsmältning och reduktion.
Förfarandet skall nu närmare beskrivas med hänvisning till till- hörande figur, som utgör ett flytschema över en föredragen utförings- form av förfarandet. ' Det komplexa koncentratet som ofta är extremt finkornigt efter anrik- ningsprocessen kan med fördel agglomereras i en anordning l för mikropelletering eller valsning, exempelvis innan det tillföres rostningssteget 2, såsom beskrives i vår tidigare patentskrift US-A 3 856 506, varigenom medryckning av stoft i största möjliga utsträck- ning undvikes. Rostningen sker magnetitgivande och med fördel under användning av virvelbäddsteknik. Av lämpliga rostningsprocesser som kan utnyttjas även för här aktuella koncentrat kan nämnas de som beskrives i våra tidigare patentskrifter US,A, 3 386 8l5 och DE,B, 2000D85.2. 10 15 20 25 30 35 451 463 fienom att rostningen sker magnetitgivande, dvs under luftunderskott J så att koncentratets järninnehåll i väsentlig grad överföres till magnetit, Fe304, vinnes att föroreningar som arsenik, antimon, vismut' och kvicksilver kan avrykas i väsentlig omfattning samtidigt som bildning av svårlakade och svårspjälkade ferriter med koppar och zink undvikes. Svavelinnehållet oxideras och avrykes dock som svavel-_ dioxid, medan avrykning av bly undvikes, liksom sintring av chargen även vid användning av relativt höga rosttemperaturer inom intervallet aso-1ooo°c. 0 Rostningen genomföres härvid så att resthalten sulfidsvavel i rost- godset är högst cirka l5%, men företrädevis väljes en resthalt av omkring 5%.
Rostgasen renas från sitt innehåll av främst arsenik och kvicksilver i ett gasreningssystem 3 med känd teknik. Lämpliga gasreningšpro- cesser beskrivas exempelvis i våra tidigare patentskrifter US,A, 3«a99e3os och 4 138 231. ' Rostgodset överföras därefter till ett sulfateringssteg 4, i vilket sulfateringen sker i oxiderande miljö och under tillförsel av en svavelprodukt - exempelvis S02, S03 svavelsyra eller en sulfid -i en sådan mängd att sligens innehåll av koppar, zink, bly och eventuellt silver överföres till sulfater eller oxisulfater. Temperaturen under sulfateringen och oxideringen av sulfidsvavlet inställs på sådant sätt mellan 600 och l 00000 att järnet blir överfört till svârlakad hämatit, Fe203, medan koppar, zink och eventuellt silver överföres till lättlakade sulfater eller oxisulfater. Även blyinnehållet över- föres till sulfat, men detta är till skillnad från övriga bildade sulfat ytterst svårlakat. Eventuellt kvarvarande kvicksilver från rostningssteget 2 blir nära nog kvantitativt avrykt under sulfa- teringen.
Lämpliga betingelser för sulfateringen beskrives exempelvis i våra tidigare patentskrifter CA,A, 892 475 och US,A, 4 069 041. Som sulfa- l0 l5 20 25 30 451 463 teringsmedel kan utnyttjas lakvätska från laksteg l, sedan lakvätskans metallinnehâll utvunnits i önskad omfattning, men det föredrages att utnyttja gasformiga sulfateringsmedel, exempelvis svaveltrioxid, svaveldioxid-luftblandning eller blandningar av dessa. En sådan blandning av sulfateringsgas kan åstadkommas genom tillförsel av svavelsyra som förångas och blandas med het luft i samband med att den införes i sulfateringsreaktorn.
Det sulfaterade godset överföres därefter till ett första laksteg 5, i vilket godset lakas med vatten eller svaga svavelsyra-vattenlös- ningar. Lakningen kan därvid ske i flera delsteg med successivt ökande svavelsyrahalt i laklösningen och denna successiva ökning av syrakoncentrationen kan även erhållas genom utnyttjande av en kon- tinuerlig motströmslakning.
Vid lakningen utlakas koppar, zink och metaller från andra lättla- kade sulfater eller oxisulfater. Bly och åtminstone väsentligen hela järninnehållet förblir kvar i lakresten. Beroende på sligtyp och på rostnings- och sulfateringsbetingelserna kan huvuddelen av silvret bli utlakat här eller vid lakning II i det andra laksteget 10. Lak- resten avskiljes från den komplexa sulfatlösningen i ett filtersystem 6.
Den resulterande komplexa sulfatlösningens innehåll av utlakade metaller utvinnes därur i ett separationssteg 7 genom användning av lämplig teknik, exempelvis utfällning, cementering och/eller vätske- vätskeextraktion. Som fällningsmedel kan användas svavelhaltiga medel, exempelvis sulfider såsom svavelväte, natriumsulfid eller för utfäll- ning av koppar, zinksulfid eller sulfidisk zinkslig. Med cementering menas utfällning av en metall på en mer elektronegativ metall, exem- pelvis cementering av koppar med zinkpulver. Härvid kan koppar, zink och silver separeras från varandra. De enskilda metallerna kan där- efter på känt sätt utvinnas genom elektrolys av kopparsulfatlösning respektive zinksulfatlösning i ett steg 8 eller genom upparbetning av koppar- eller silvercementat i ett smältverk. 10 15 20 25 30 35 451 463 Såsom ovan antytts recirkuleras den från metaller renade sulfatlös- ningen i processen genom en ledning 9 för utnyttjande på nytt som laklösning och eventuellt även som sulfateringsmedel. överskott av sulfatlösning kan med fördel recirkuleras till rostningssteget och således där destrueras under spjälkning av sulfatinnehâllet till bildning av svaveldioxid som följer de ordinarie rostgaserna till rening och efterföljande svavelsyrafabrikation¿ Vilken teknik som skall användas för utvinning av metallinnehållet ur laklösningen beror på vilka metaller och vilka mängder av dessa som föreligger i vätskan. Om koncentratet exempelvis är kopparbaserat utcementeras lämpligen först silver med kopparpulver, varefter zinken separeras från kopparn genom kristallisation, VVX, dvs flytande jon- bytare eller genom någon utfällning. Resterande rena kopparsulfatlös- ning elektrolyseras slutligen med blyanoder, varvid kopparmetall och svavelsyra bildas. En del av denna svavelsyra kan användas till lak- nings- och sulfateringsstegen som ovan antytts,-resten spjälkas lik- som andra sulfat i lösningen vid returnering till rostningssteget.
Om koncentratet är zinkbaserat utcementeras lämpligen silvret först med zinkpulver, varefter kopparn frånsepareras genom VVX eller ut- cementeras med zinkpulver. Resterande rena zinksulfatlösning elektro- lyseras med blyanoder, varvid zinkmetall och svavelsyra bildas. Sva- velsyran utnyttjas som ovan vid behandling av kopparbaserade koncen- trat. ' I lakkretsen från första laksteget 5 finns koncentratets innehåll av järn, bly och guld samt silver om detta inte uttagits vid det första laksteget 5.
Lakresten lakas därefter i ett andra laksteg l0 med en lösning av kalciumklorid under noggrant fastställda betingelser avseende kon- centration, temperatur och pH, såsom beskrives för upparbetning av järnhaltiga avfallsmaterial av typ jarosit eller andra restmaterial från hydrometallurgiska zinkprocesser i den norska patentskriften 10 15 20 25 w 451 463 N0,B, 78l470. Härvid utlakas bly och eventuellt kvarvarande silver med minst 95% utbyte medan järn och guld förblir olösta. Ur den re- sulterande kloridlösningen kan blyklorid utvinnas med känd teknik, exempelvis kylning och kristalliseribg. Blyhydroxid eller blykarbonat kan utfällas genom tillsats av kalk eller alkali antingen till den ursprungliga kloridlösningen eller till upplöst utkristalliserad bly- klorid. Blyhydroxid~och blykarbonat kan överföras till blymetall genom kalcinering och en efterföljande reduktion. Ur frånseparerad blyklorid kan blymetall framställas genom elektrolys i vattenlösning eller i saltsmälta, genom reduktion med vätgas, exempelvis enligt förfarandet beskrivet i vår tidigare PCT-ansökan PCT/SE79/00199 publicerad under WO 80/00852, eller också överförs blykloriden till blysulfat, vilken kan upparbetas till blymetall i befintliga smält- verks elektriska ugnar eller i en s.k. Kaldo-ugn.
I stället för kalciumklorid kan i det andra laksteget användas nat- riumklorid eller annan alkaliklorid eller klorid av annan jordarts- metall än kalcium.
Om guld förekommer i sligen och skall utvinnas måste klorgas inblåsas under lakningen med kalciumklorid. Ett guldutbyte på ca 97% kan er- hållas.
Förfarandet enligt uppfinningen tillåter således att även mycket kom- plexa och förorenade blyhaltiga koncentrat kan behandlas med högt blyutbyte. Samtidigt kan med högt utbyte utvinnas biprodukter eller föroreningar, såsom koppar, zink, guld, silver, kvicksilver, arsenik, antimon och vismut. Bly utvinnes primärt som blyklorid genom en lakningsoperation. Vid denna lakning är lakgodset kraftigt minskat kvantitativt genom att sligens innehåll av svavel, koppar och zink förutom arsenik, antimon, vismut och kvicksilver redan utvunnits ur sligen. Lakningsmedlet behöver inte vara oxiderande, annat än om guld finns närvarande i godset som skall lakas, vilket underlättar regene- rering och återanvändning av lakmedlet. 1 10 15 *zo 25 30 451 463 Järnoxider resulterande från kloridlakningen deponeras eller användes för framställning av râjärn.
Som ovan antytts kan lakningen med kloridlösning i det andra laksteget för utvinning av bly och/eller ädelmetaller i vissa fall med fördel ersättas av en pyrometallurgisk upparbetning av lakrester från det första laksteget. Detta kan framför allt vara aktuellt, när lakresten innehåller jämförelsevis höga halter bly och/eller ädelmetall. Bero- ende på lakrestens blyhalt kan väljas att behandla lakresten som en blyråvara eller som en ädelmetallråvara. Om lakresten är att betrakta som en blyråvara behandlas den tillsammans med andra blyråvaror enligt känd teknik i ett blyverk genom nedsmältning exempelvis i Kaldo- konverter eller elektrisk smältugn, varvid erhålles ett ädelmetall- innehållande râbly. Om ädelmetallhalten är det primära intresset förs lakresten som smältmaterial till ett kopparsmältverk. Genom ovan be- skrivna processteg enligt uppfinningen har det ursprungliga, för bly- verk otjänliga malmkoncentratet således överförts till en_blyrâvara -uppfyllande de tekniska, ekonomiska och miljömässiga krav som ett bly- smältverk av ovan nämnd typ måste ställa i dag.
I de fall lakrestens halter av Bly och ädelmetaller är jämförelsevis låga och ogynnsamma i förhållande till dess järninnehâll är det möj- ligt att genom en mineralanrikningsprocess separera lakrestens järn- innehåll, vilket väsentligan föreligger som järnoxider (magnetit och hämatit) från bly- och ädelmetallinnehållet, innan det sistnämnda upparbetas i ett blyverk.
Exempel En komplex sulfidslig vars huvudsakliga analysvärden finns samman- ställda i tabell III nedan rostades i agglomererad form i virvel- bäddsugn vid 800°C under tillförsel av l,43 m3 luft per kg slig motsvarande ett stökiometriskt luftunderskott av 86%. Rostgodsets huvudsakliga analysvärden har sammanställts i Tabell III. 10 15 20 25 30 451 463 10 Rostgodset överfördes till en suïfateringsreaktor av virveïbäddsut- förande. Uppehâlïstiden i reaktorn var 4 timmar. Under denna tid tilïfördes koncentrerad svavelsyra genom en uppvärmd ledning ti11 reaktorns vindlâda, där den förângades och bïandades med 1uft av 80006, varefter gasblandningen användes som fluidiseringsgas i re- aktorn. Bäddtemperaturen hö11s vid 670°C. Luft tiïïsattes i en mängd av 13 ms/h och svaveïsyra i en mängd av 2,64 kg/h. Gashastigheten var 0,27 m/s (NTP).
Det suïfaterande materiaïets analysvärden framgår av Tabeil III.
Det suïfaterade materialet Iakades därefter i fyra steg. I de tre första stegen användes utspädd svaveïsyra som Iakningsvätska och iakningen utfördes en1igt schemat i Tabelï I nedan.
Tabaii 1 Laksreg H2so4 Temp " Lakningstia kónc. 0 % C tim 1 5 so 0,5 io 95 0,5 3 15 95 0,5 Vid varje Iaksteg användes 5 1 laklösning och ca 2 1 tvättvätska per kg ingående ïakgods.
Lakat gods från tredje steget Iakades i ytteriigare ett steg med en sur vattenïösning med 2,5 moi/1 Caßlz och med tiïlsats av klorgas.
Lakutbytena räknat som det ackumuierade utbytet efter de olika 1ak- stegen framgår av Tabeïl II nedan. 41 10 15 20 25 Laksteg 2+3 Fe 299 16,3 11 Tabe11 II Utbyte % Cu Zn Pb 88,0 85,9 0 97,0 93,8 0,0 97,4 94,3 97,4 451 463 Ag Au 6,6 I 23,2 86,1 97,6 Lakresten efter 1aksteg 4 som huvudsak11gen utgörs av järnoxid hade ana1ysvärden såsom framgår av Tabe11 III nedan." I Tabe11 III Sammanstä11ning av analysvärden för in- och utgående mater1a1 Ha1ter 1 % resp. g/t Eïement Slig Rostgods Su1faterat gods Lakrest efter steg 4 Fe (%) Cu (%) Zn (%) Pb (%) S (%) As (%) sb (%) H9 (g/t) A9 (g/t) Au (g/t) S102 (%) 24,9 13,1 , 10,9 2,3 31,7 2,7 0,6 180 580 10 5,0 31,3 16,9 13,3 3,45 5,7 2,7 0,41 3,9 750 11 5,4 19,7 15,0 9,6 2,2 10,3 2,7 0,46 0,05 530 8,1 4,1 5.135 1,2 1,7 0,18 0 0,41 0,75 0 230 0§6 10 15 20 25 451 463 12 En lång serie försök av i exemplet visat slag, men med variabelt luftunderskott samt med bl a olika uppehàllstider och temperaturer vid rostningen visade att avdrivningen av arsenik och antimon under rostningen, som i det visade exemplet var relativt låg, kan avsevärt förbättras vid längre uppehâllstider och större luftunderskott. I så- dana fall får man emellertid räkna med viss avrykning även av bly- sulfid, men denna är även beroende av gasmängden. Avrykt blysulfid kan dock recirkuleras som sulfat eller oxisulfat till rostning eller föras till lakning II. Processen kan således modifieras med hänsyn till sammansättningen för de material som skall upparbetas och de möjligheter till upparbetning av blystoft som kan finnas. önskas en hög avdrivning av arsenik och antimon vid rostningen bör således rostningen ske vid ett luftunderskott högst motsvarande 85% av det stökiometriska behovet. önskas en hög avdrivning av bly väljes en temperatur över 800°C samt ett luftunderskott under 90%.
Processen enligt uppfinningen erbjuder således möjlighet till mycket höga totalutbyten för utvinnbara metaller samt till hög eliminerings- grad för föroreningarna.
Arsenik och antimon kan avdrivaš i rostningssteget till mellan 70 och 95%. Av närvarande kvicksilver förflyktigas ca 90% under rostnings- steget, medan resten kan avdrivas i sulfateringssteget. De maximala utbytena vid en serie genomförda försök var för koppar ca 98,6%, för zink 97,4%, för bly 97,4%, för silver 97,l% och för guld 98,3%. ef,

Claims (9)

    l0 l5 20 25 30 , 1 451 463 l3 PATENTKRÅV
  1. l. Förfarande för selektiv utvinning av metallinnehåll i polymetal- liska sulfidiska malmkoncentrat innehållande bly och/eller guld och andra ädelmetaller samt åtminstone ett av elementen koppar, nickel, kobolt, zink, uran, molybden, järn och silver, k ä n n e t e c k- n a t av att koncentratet behandlas med följande kombination av processteg a) rostning under magnetitgivande betingelser b) sulfatering i oxiderande miljö under tillförsel av Sulfaterings- medel i en sådan mängd och vid en sådan temperatur att koncen- tratets innehåll av icke-järnmetaller överföres i sulfater och/ eller oxisulfater c) lakning 1 vatten eller svag vattenlösning av svavelsyra för ut- vinning av eventuellt innehåll av koppar, nickel, kobolt, zink, uran och molybden samt åtminstone en del av silverinnehållet d) behandling av lakresten från steg c) för utvinning av blyinne- hållet och/eller ädelmetallinnehållet samt eventuellt kvar- varande innehåll av silver genom lakning i en lösning av klo- rid av alkali- eller jordartsmetall eller genom smältning l under förslaggning av järninnehållet.
  2. 2. Förfarande enligt krav l, varvid eventuellt guld- 0Ch ädelmetâll- innehåll i koncentratet utvinnes, k ä n n e t e c k n a t av att lakningen i steg d) genomföras under tillförsel av klorgas.
  3. 3. Förfarande enligt krav l eller 2, k ä n n e t e c k n a t av att laklösningen från steg d) kyles för utkristallisation av bly- klorid.
  4. 4. Förfarande enligt något av kraven l-3, k ä n n e t e c k n a t av att laklösningen från steg d) tillsättes kalk eller alkali för ut- fällning av blyhydroxid eller blykarbonat. 10 15 20 451 463 14
  5. 5. Förfarande enïigt krav 1, k ä n n e t e c k n a t av att som kïorid användes kaïciumkïorid.
  6. 6. Förfarande eniiqt krav 1, vid vilket en ïakrest med väsentligt biyinnehåli behandias i steg d), k ä n n e t e c k n a t av att behandiingen sker genom smältning och under utvinning av ett ädei- metaiihaltigt råbïy.
  7. 7. Förfarande enïigt något av krav 1-6, k ä n n e t e c k n a t av att iakvätska från steg c) efter utvinning av metaiiinnehåïï parti- elit returneras såsom lakvätska och eventuellt även sulfaterings- medei.
  8. 8. Förfarande enligt krav 7, k ä n n e t e c k n a t av att resterande lakvätska från steg c) returneras tiil rostningen i steg a) för destruktion och omvandling av dess suïfatinnehåiï ti11 sva- veïdioxid.
  9. 9. Förfarande enligt något av föregående krav, k ä n n e t e c k- n a t av att iakningen i steg c) genomföres såsom en motståndsïak- ning, antingen kontinueriig eiier i fiera deisteg med successivt ökade svaveisyrainnehâll. 17: m;
SE8207053A 1982-12-09 1982-12-09 Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat SE451463B (sv)

Priority Applications (11)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE8207053A SE451463B (sv) 1982-12-09 1982-12-09 Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat
ZA838099A ZA838099B (en) 1982-12-09 1983-10-31 A method for working-up complex sulphidic ore concentrates
AU21019/83A AU558324B2 (en) 1982-12-09 1983-11-07 Recovery of metals from complex sulphidic ore concentrates
JP58215875A JPS59110739A (ja) 1982-12-09 1983-11-15 複合硫化物鉱石精鉱の処理方法
CA000442103A CA1224926A (en) 1982-12-09 1983-11-28 Method for working-up complex sulphidic ore concentrates
EP19830850325 EP0113649A1 (en) 1982-12-09 1983-12-05 A method for working-up complex sulphidic ore concentrates
ES527785A ES8504948A1 (es) 1982-12-09 1983-12-05 Un metodo para recuperar selectivamente cantidades valiosas de metales a partir de un concentrado de mineral sulfidico polimetalico
FI834454A FI71337C (fi) 1982-12-09 1983-12-05 Foerfarande foer selektiv utvinning av metallinnehaoll i polymetalliska sulfidmalmkoncentrat
PT7777583A PT77775B (en) 1982-12-09 1983-12-06 A method for working-up complex sulphidic ore concentrates
GR73166A GR78790B (sv) 1982-12-09 1983-12-06
NO834518A NO834518L (no) 1982-12-09 1983-12-08 Fremgangsmaate ved opparbeidelse av komplekse, sulfidiske malmkonsentrater

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE8207053A SE451463B (sv) 1982-12-09 1982-12-09 Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat

Publications (3)

Publication Number Publication Date
SE8207053D0 SE8207053D0 (sv) 1982-12-09
SE8207053L SE8207053L (sv) 1984-06-10
SE451463B true SE451463B (sv) 1987-10-12

Family

ID=20348948

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SE8207053A SE451463B (sv) 1982-12-09 1982-12-09 Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat

Country Status (11)

Country Link
EP (1) EP0113649A1 (sv)
JP (1) JPS59110739A (sv)
AU (1) AU558324B2 (sv)
CA (1) CA1224926A (sv)
ES (1) ES8504948A1 (sv)
FI (1) FI71337C (sv)
GR (1) GR78790B (sv)
NO (1) NO834518L (sv)
PT (1) PT77775B (sv)
SE (1) SE451463B (sv)
ZA (1) ZA838099B (sv)

Families Citing this family (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS61127832A (ja) * 1984-11-27 1986-06-16 日本鉱業株式会社 鉱石に含まれる銀その他の有価金属の浸出法
GB8630316D0 (en) * 1986-12-18 1987-01-28 British Petroleum Co Plc Separation process
FI83335C (sv) * 1988-03-31 1993-06-29 Pekka Juhani Saikkonen Förfarande för återvinning av icke-järnmetaller, speciellt nickel, kob olt, koppar, zink, mangan och magnesium genom smält- och smältfilmsulf atisering ur råmaterial som innehåller dessa metaller
FI88516C (sv) * 1990-02-16 1993-05-25 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt förfarande för behandling av zinksulfidhaltiga råäm nen
GR900100671A (el) * 1990-09-07 1992-09-11 Loukas Mousoulos Νεα μεθοδος εξαγωγης χρυσου και αργυρου απο δυσκατεργαστα χρυσοφορα θειουχα συμπυκνωματα με θειωτικη φρυξη.
US5188713A (en) * 1991-03-05 1993-02-23 Envirochip Technologies Ltd. Process for recovery of metal
SE468286B (sv) * 1991-06-19 1992-12-07 Boliden Mineral Ab Foerfarande foer behandling av komplexa metallsulfidmaterial
FR2691979B1 (fr) * 1992-06-05 1994-08-19 Emc Services Procédé de détoxication de résidus de combustion par extraction des composés toxiques mobiles et fixation - concentration de ces mêmes composés issus des solutions de traitement.
CA2154560C (en) * 1993-01-27 2004-11-02 Robert N. O'brien Hydrometallurgical recovery of metals from complex ores
GB9306201D0 (en) * 1993-03-25 1993-05-19 Sherritt Gordon Ltd Recovery of zinc,iron,lead and silver values from sinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process
FR2705102B1 (fr) 1993-05-12 1995-08-11 Rhone Poulenc Chimie Procede de traitement de compositions contenant des metaux precieux et autres elements de valeur en vue de leur recuperation.
CZ45297A3 (en) * 1994-08-15 1997-07-16 R & O Mining Processing Ltd Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to zinc sulfate in ores and concentrates containing zinc sulfide
AUPQ078399A0 (en) * 1999-06-04 1999-06-24 Tox Free Systems Limited Recovery of gold from gold sulphides
US8597601B2 (en) * 2011-06-03 2013-12-03 Vale S.A. Selective base metals leaching from laterite ores
CN103088210B (zh) * 2013-01-18 2015-10-21 中南大学 一种从镍钼矿中选择性浸出镍和钼的方法
CN103966432A (zh) * 2014-05-09 2014-08-06 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 一种非晶质硫化镍钼矿氧化转化浸出镍钼的方法
DE102015102213A1 (de) * 2015-02-16 2016-08-18 Engineering Dobersek GmbH Verarbeitungsverfahren und Verarbeitungsvorrichtung für Arsenopyrit-Konzentrate
AU2018445145A1 (en) * 2018-10-12 2021-04-08 Jgc Corporation Method and device for processing nickel oxide ore
RU2695689C1 (ru) * 2019-04-03 2019-07-25 Лидия Алексеевна Воропанова Извлечение Fe, Mn, Ni, Co, Cu, Al сульфатизацией и гидрохлорированием из кека, полученного после содового спекания и выщелачивания вольфрамового концентрата
CN111057865A (zh) * 2020-01-06 2020-04-24 烟台市金奥环保科技有限公司 一种回收高砷金精矿中金银的方法

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2428793A1 (de) * 1974-06-14 1976-01-08 Duisburger Kupferhuette Kombiniertes verfahren zur aufarbeitung reiner und komplexer kupferkonzentrate
SE396968B (sv) * 1975-07-01 1977-10-10 Boliden Ab Forfarande for utvinning av icke-jernmetaller ur sulfidiska material genom rostning och lakning
ES476055A1 (es) * 1978-12-15 1979-11-01 Redondo Abad Angel Luis Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro
SE422595B (sv) * 1979-09-11 1982-03-15 Svenska Alunskifferutveckling Forfarande for lakning av jern- och kiselhaltiga leror, lerskiffrar, kolskiffrar och alunskiffrar

Also Published As

Publication number Publication date
ZA838099B (en) 1984-06-27
EP0113649A1 (en) 1984-07-18
AU2101983A (en) 1984-06-14
ES527785A0 (es) 1985-04-16
FI834454A (fi) 1984-06-10
NO834518L (no) 1984-06-12
SE8207053L (sv) 1984-06-10
CA1224926A (en) 1987-08-04
FI834454A0 (fi) 1983-12-05
GR78790B (sv) 1984-10-02
SE8207053D0 (sv) 1982-12-09
AU558324B2 (en) 1987-01-29
ES8504948A1 (es) 1985-04-16
FI71337C (fi) 1986-12-19
PT77775B (en) 1986-04-17
PT77775A (en) 1984-01-01
JPS59110739A (ja) 1984-06-26
FI71337B (fi) 1986-09-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
SE451463B (sv) Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat
FI88516C (sv) Hydrometallurgiskt förfarande för behandling av zinksulfidhaltiga råäm nen
US3798026A (en) Copper hydrometallurgy
US4619814A (en) Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates
US4063933A (en) Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
CN105543479B (zh) 一种铋冰铜的综合回收方法
US7422621B2 (en) Method for concentrating precious metals contained in leaching residue discharged from copper hydrometallurgical process
CA1082467A (en) Method of recovering non-ferrous metals from sulphidic materials
US1834960A (en) Treating zinc concentrate and plant residue
WO2018109283A1 (en) Processing of industrial metal-containing waste materials
US4082629A (en) Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide
US5616168A (en) Hydrometallurgical processing of impurity streams generated during the pyrometallurgy of copper
US4464344A (en) Process for recovering non-ferrous metal values from ores, concentrates, oxidic roasting products or slags
AU7804181A (en) A method for separating and recovering nickel and copper fromcomplex materials
CA1160055A (en) Method for the recovery of valuable metals from finely-divided pyrite
US4260588A (en) Production of sulphidic copper concentrates
SE452169B (sv) Forfarande for utvinning av metallverden ur jerninnehallande material
SE437535B (sv) Forfarande for rostning och klorering av finfordelade jernmalmer och/eller- koncentrat innehallande icke-jernmetaller
Haver et al. Recovering elemental sulfur from nonferrous minerals: Ferric chloride leaching of chalcopyrite concentrate
CN106834710B (zh) 一种从含砷烟尘综合回收有价金属及砷资源化利用的方法
FI83335C (sv) Förfarande för återvinning av icke-järnmetaller, speciellt nickel, kob olt, koppar, zink, mangan och magnesium genom smält- och smältfilmsulf atisering ur råmaterial som innehåller dessa metaller
KR101113631B1 (ko) 정광의 제조방법
US4292283A (en) Method for the recovery of zinc
SE452170B (sv) Forfarande for utvinning av metall ur koppar och/eller edelmetall innehallande material som innehaller antimon och vismut
US2639220A (en) Method of making copper sulfate

Legal Events

Date Code Title Description
NUG Patent has lapsed

Ref document number: 8207053-3

Effective date: 19880915

Format of ref document f/p: F