SE451463B - Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat - Google Patents
Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentratInfo
- 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
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/06—Chloridising
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/06—Refining
- C22B13/08—Separating metals from lead by precipitating, e.g. Parkes process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/06—Refining
- C22B13/10—Separating metals from lead by crystallising, e.g. by Pattison process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction 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
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction 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
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/30—Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
- C22B34/34—Obtaining molybdenum
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
- C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
- C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
- C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
- C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
- C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
- C22B60/0234—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors sulfurated ion as active agent
-
- 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
- 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)
- 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. 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. 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. 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. Förfarande enïigt krav 1, k ä n n e t e c k n a t av att som kïorid användes kaïciumkïorid.
- 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. 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. 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. 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;
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)
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)
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 |
-
1982
- 1982-12-09 SE SE8207053A patent/SE451463B/sv not_active IP Right Cessation
-
1983
- 1983-10-31 ZA ZA838099A patent/ZA838099B/xx unknown
- 1983-11-07 AU AU21019/83A patent/AU558324B2/en not_active Ceased
- 1983-11-15 JP JP58215875A patent/JPS59110739A/ja active Pending
- 1983-11-28 CA CA000442103A patent/CA1224926A/en not_active Expired
- 1983-12-05 FI FI834454A patent/FI71337C/fi not_active IP Right Cessation
- 1983-12-05 EP EP19830850325 patent/EP0113649A1/en not_active Withdrawn
- 1983-12-05 ES ES527785A patent/ES8504948A1/es not_active Expired
- 1983-12-06 PT PT7777583A patent/PT77775B/pt unknown
- 1983-12-06 GR GR73166A patent/GR78790B/el unknown
- 1983-12-08 NO NO834518A patent/NO834518L/no unknown
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 |