CS255093B1

CS255093B1 - Method of non-ferrous and precious metals extraction from collective polymetallic concentrates

Info

Publication number: CS255093B1
Application number: CS86557A
Authority: CS
Inventors: Josef Hynek; Alois Ctvrtnicek; Milan Sedlak; Stanislav Hrdlicka
Original assignee: Josef Hynek; Alois Ctvrtnicek; Milan Sedlak; Stanislav Hrdlicka
Priority date: 1986-01-24
Filing date: 1986-01-24
Publication date: 1988-02-15
Also published as: CS55786A1

Abstract

Způsob získávání neželezných a drahých kovů z kolektivních polymetalických koncentrátů na bázi CuPbZn s obsahem v v % hmot. Cu od stopových množství do 6 %, Pb 4 až 15 í, Zn 20 až 35 % s přímě sí Ag a Au s obsahem Fe od 8 do 30 % založený na hydrometalurgickém zpracování, kde podstatou řešení je, že kolektivní polymetalické koncentráty se oxidačně pra ží v rozsahu teplot 780 až 870 °C, přičemž část výpražků se neutrálně louží v roztoku po nízkotlakém kyselém loužení při teplotě 70 až 110 °C a druhá část výpražků se podrobí loužení v kyselině sírové z tlakového srážení železa, které se provádí při teplotách 140 až 220 °C, přičemž nerozpuště né podíly z obou stupňů neutrálního loužení se louží v kyselině sírové uvolněné elektrolýzou zinku při teplotách 95 až 125 C,The way of obtaining non-ferrous and precious of metals from collective polymetallic CuPbZn-based concentrates with v % wt. Cu from trace amounts to 6%, Pb 4 to 15, Zn 20 to 35% with direct Ag and Au network with Fe content from 8 to 30% based on hydrometallurgical processing where the essence of the solution is that of collective polymetallic concentrates are oxidized It ranges from 780 to 870 ° C some of the leaching is neutral in solution after low pressure acid leaching at temperature 70-110 ° C and the second part of the spraying was performed subjected to leaching in sulfuric acid from pressure iron precipitation that occurs at temperatures of 140 to 220 ° C, while not dissolving fractions of both degrees of neutral leaching puddles in sulfuric acid released by electrolysis of zinc at temperatures of 95 to 125 C

Description

(54) Způsob získávání neželezných a drahých kovů z kolektivních polymetalických koncentrátů(54) Method for obtaining non-ferrous and precious metals from collective polymetallic concentrates

Způsob získávání neželezných a drahých kovů z kolektivních polymetalických koncentrátů na bázi CuPbZn s obsahem v v % hmot. Cu od stopových množství do 6 %, Pb 4 až 15 í, Zn 20 až 35 % s příměsí Ag a Au s obsahem Fe od 8 do 30 % založený na hydrometalurgickém zpracování, kde podstatou řešení je, že kolektivní polymetalické koncentráty se oxidačně praží v rozsahu teplot 780 až 870 °C, přičemž část výpražků se neutrálně louží v roztoku po nízkotlakém kyselém loužení při teplotě 70 až 110 °C a druhá část výpražků se podrobí loužení v kyselině sírové z tlakového srážení železa, které se provádí při teplotách 140 až 220 °C, přičemž nerozpuštěné podíly z obou stupňů neutrálního loužení se louží v kyselině sírové uvolněné elektrolýzou zinku při teplotách 95 až 125 C,Process for obtaining non-ferrous and precious metals from collective polymetallic concentrates based on CuPbZn with a content in% by weight. Cu from trace amounts up to 6%, Pb 4 to 15%, Zn 20 to 35% with Ag and Au admixture with Fe content from 8 to 30% based on hydrometallurgical processing, where the essence of the solution is that collective polymetallic concentrates are oxidatively roasted in temperature range 780 to 870 ° C, with part of the leaches being neutrally leached in solution after low pressure acid leaching at a temperature of 70 to 110 ° C, and the other part of the leaches being subjected to leaching in sulfuric acid from iron pressure precipitation at temperatures of 140 to 220 ° C, the undissolved fractions from both neutral leaching stages being leached in sulfuric acid released by zinc electrolysis at temperatures of 95 to 125 ° C,

Vynález se týká způsobu získávání neželezných a drahých kovů z polymetalických kolektivních koncentrátů obsahujících především neželezné kovy Zn, Cu, Pb spolu s drahými kovy Ag a Au a železo ve zvýšeném obsahu srovnatelném s obsahem neželezných kovů tvořících rozpustné sírany, především Zn a Cu.The invention relates to a process for obtaining non-ferrous and precious metals from polymetallic collective concentrates containing primarily non-ferrous metals Zn, Cu, Pb together with precious metals Ag and Au and iron in an increased content comparable to that of non-ferrous metals forming soluble sulphates, especially Zn and Cu.

Takto složité suroviny se dosud samostatně nezpracovávají, ale jako výchozí suroviny se většinou používají selektivní koncentráty zinku nebo mědi, ve kterých je obsah Železa podstatně až řádově nižší než obsah základního kovu.Such complex raw materials have not yet been separately processed, but selective zinc or copper concentrates are generally used as starting materials, in which the iron content is substantially to the order of magnitude lower than the parent metal content.

Pro hydrometalurgické zpracování selektivních zinkových koncentrátů se v posledním období používá především postup založený na oxidačním pražení koncentrátů. Následuje vícestupňové loužení výpražku roztokem kyseliny sírové, přičemž jako jeden za stupňů loužení je používané horké kyselé loužení, které se provádí při teplotách 95 °C a obsahu kyseliny sírové nad 60 g.l . Následuje stupeň neutrálního loužení, ve kterém je kyselina sírová neutralizována výpražky koncentrátu a neutrální roztok je rafinovaný od příměsí na elektrolyt. Vratný elektrolyt se zvýšeným obsahem kyseliny sírové je zpětně používaný pro stupeň horkého kyselého loužení.For the hydrometallurgical processing of selective zinc concentrates, a method based on oxidative roasting of concentrates has been used recently. This is followed by multistage leaching of the fraction with a sulfuric acid solution, with hot acid leaching being carried out at temperatures of 95 [deg.] C. and a sulfuric acid content above 60 g.l being used as one behind the leaching stages. This is followed by a neutral leaching step in which sulfuric acid is neutralized by concentrate fractions and the neutral solution is refined from admixtures to electrolyte. The returning electrolyte with an increased sulfuric acid content is reused for the hot acid leaching step.

Toto technologické schéma je pro zpracování, kolektivních koncentrátů s obsahem neželených kovů pod 50 % hmot. a se zvýšeným obsahem železa nad 10 % hmot. nepoužitelné, protože výpražky takovýchto koncentrátů nemají za používaných podmínek dostatečnou neutralizační schopnost pro neutralizování zbytkové kyseliny sírové, která vzniká při rafinaci výluhu od železa.This process scheme is for the processing of collective concentrates with a non-green metal content below 50% by weight. and with an increased iron content above 10% by weight. not applicable, since the extracts of such concentrates do not, under the conditions used, have sufficient neutralizing capacity to neutralize the residual sulfuric acid resulting from the refining of the leachate from iron.

Pro zpracování kolektivních polymetalických koncentrátů s obsahem Cu, Zn, Pb a zvýšeným obsahem železa byl navržen postup podle čs. patentu č. 223 805, který řeší problém nedostatečné neutralizační schopnosti výpražku,tak, že kyselý výluh po vysrážení železa navrhuje odpařovat ke krystalizaci síranů zinku a mědi a matečný roztok po oddělení krystalů s kyselinou sírovou vracet do stupně horkého kyselého loužení. Krystaly síranu zinečnatého a mědnatého po rozpuštění ve vodě a neutralizaci adsorbované kyseliny dávají produkční výluh.For the processing of collective polymetallic concentrates containing Cu, Zn, Pb and an increased iron content, the procedure according to MS. No. 223,805, which solves the problem of insufficient neutralizing capability of the fryer by proposing to evaporate the zinc and copper sulphate to crystallize the zinc and copper sulphates upon recovery of the iron precipitate and returning the mother liquor to the hot acid leaching stage. The crystals of zinc and copper sulphate upon dissolution in water and neutralization of the adsorbed acid give the product extract.

Nevýhodou tohoto návrhu technologie je vysoká energetická náročnost a tím i nákladovost vlivem odpařování celého objemu výluhu a značná cirkulace kovů s matečnými roztoky.The disadvantage of this technology proposal is the high energy intensity and thus the cost due to evaporation of the entire leachate volume and considerable circulation of metals with the mother liquors.

Tuto nevýhodu odstraňuje způsob získávání neželezných a drahých kovů z kolektivních polymetalických koncentrátů na bázi CuPbZn s obsahem v % hmot. Cu od stopových množství do 6 %, Pb 4 až 15 %, Zn 20 až 35 % s příměsí,Ag, Au a s obsahem Fe od 8 do 30 %, založený na hydrometalurgickém zpracování podle vynálezu, jehož podstata spočívá v tom, že kolektivní polymetalické koncentráty se oxidačně praží v rozsahu teplot 780 až 880 °C, přičemž část výpražků se neutrálně louží v roztoku po nízkotlakém kyselém loužení při teplotě 70 až 110 °C a druhá část výpražků se podrobí loužení v kyselině sírové z tlakového srážení železa, které se provádí při teplotách 140 až 220 °C, přičemž nerozpuštěné podíly z obou stupňů neutrálního loužení se podrobí nízkotlakému loužení v kyselině sírové, uvolněné elektrolýzou zinku při teplotách 95 až 125 °C.This disadvantage is eliminated by the method of obtaining non-ferrous and precious metals from collective polymetallic concentrates based on CuPbZn with a content in% by weight. Cu from trace amounts up to 6%, Pb 4 to 15%, Zn 20 to 35% with admixture, Ag, Au and Fe content from 8 to 30%, based on hydrometallurgical treatment according to the invention, which is based on the fact that the concentrates are oxidatively roasted in the temperature range of 780 to 880 ° C, part of the leaches being neutrally leached in solution after low pressure acid leaching at 70 to 110 ° C and the other part of the leaches are subjected to leaching in sulfuric acid from iron pressure precipitation at temperatures of 140 to 220 ° C, wherein the undissolved fractions from both neutral leaching stages are subjected to low pressure leaching in sulfuric acid released by zinc electrolysis at temperatures of 95 to 125 ° C.

Způsob umožňuje zpracování kolektivních koncentrátů se zvýšeným obsahem železa bez vracení kyseliny sírové nazpět ve formě matečného roztoku tak, že neutralizace kyseliny po horkém kyselém loužení a po odstraňování železa je prováděna za podmínek, při kterých jsou k neutralizaci využitelné nejenom oxidické podíly pražence, ale i podíly vázané ve formě železitanů. Těchto podmínek lze dosáhnout prováděním neutralizace při teplotě zvýšené nad 100 °C, tzv. nízkotlakým loužením. Za těchto podmínek dochází k rozkladům železitanů v daném případě zinku a mědi i při snížené koncentraci kyseliny sírové pod 60 g.l a ve zkráceném čase. Tím se dosáhne úspory energie a nákladů jednak odstraněním procesu odpařování - krystalizace, jednak zkrácením doby loužení při zvýšené teplotě, tedy i tepelných ztrát. Realizace tohoto postupu je možná s využitím různých variant nízkotlakého loužení a nízkotlaké neutralizace podle loužení suroviny a dalších technicko-ekonomických podmínek.The process makes it possible to treat the collective concentrates with increased iron content without returning the sulfuric acid in the form of a mother liquor so that acid neutralization after hot acid leaching and iron removal is carried out under conditions in which not only oxidic fractions of the roast but also bound in the form of ferrates. These conditions can be achieved by performing a neutralization at a temperature above 100 ° C, by so-called low pressure leaching. Under these conditions, ferrites in the present case of zinc and copper decompose even at a reduced sulfuric acid concentration below 60 g.l and in a shorter time. This achieves energy and cost savings both by eliminating the evaporation-crystallization process and, on the other hand, by reducing the leaching time at elevated temperature and thus the heat loss. The implementation of this process is possible using various variants of low pressure leaching and low pressure neutralization according to the leaching of the raw material and other technical and economic conditions.

Pro objasnění způsobu podle vynálezu je jeho podstata znázorněna v následujících konkrétních příkladech:To illustrate the method of the invention, its nature is illustrated in the following specific examples:

Obecně může být postup realizovaný podle přiloženého schéma. Kolektivní koncentrát CuPbZn sirníků s obsahem železa převážně ve formě pyritu je oxidačně vypražený a výpražky jsou zpracovány vícestupňovým loužením. Loužení, tj. rozpuštění kovů z výpražků, probíhá v roztoku kyseliny sírové, která vzniká jednak uvolňováním při elektrolytickém vylučování zinku, jednak se uvolňuje při odstraněni železa z roztoku. To znamená, že v procesu jsou dva okruhy, v nichž se kyselina sírová uvolňuje a musí být neutralizována výpražky.In general, the procedure may be carried out according to the attached scheme. Collective concentrate of CuPbZn sulphides with iron content predominantly in the form of pyrite is oxidatively fried and the fractions are processed by multistage leaching. The leaching, i.e. the dissolution of metals from the scrubbers, takes place in a sulfuric acid solution, which is produced both by the release of electrolytic zinc deposition and, on the other hand, by the removal of iron from the solution. This means that there are two circuits in the process in which sulfuric acid is released and the fryers must be neutralized.

První okruh je vytvářený vratným elektrolytem, který se vrací do nízkotlakého loužení £ a část kyseliny do koncentrace 60 g.l je spotřebovaná na loužení nerozpuštěných podílů výpražků z následujících stupňů předneutralizace 2 a neutralizace i. Čerstvé výpražky jsou přidávány do stupňů předneutralizace 2 a neutralizace £ v takovém poměru, aby byla zneutralizovaná veškerá kyselina sírová přecházející z nízkotlakého loužení do předneutralizace a kyselina sírová uvolňována při odstraňování železa z výluhu. Odstraňování železa je vzhledem k jeho vysoké koncentraci ve výluhu prováděno tlakovým vysrážením při teplotě okolo 200 °C v autoklávu £.The first circuit is formed by a returning electrolyte that returns to the low pressure leaching 6 and part of the acid to a concentration of 60 gl is consumed to leach the undissolved fractions of the following pre-neutralization 2 and neutralization stages 1. ratio to neutralize all sulfuric acid passing from low pressure leaching to pre-neutralization and sulfuric acid released when iron is removed from the leachate. Due to its high concentration in the extract, iron removal is carried out by pressure precipitation at a temperature of about 200 ° C in an autoclave 6.

Železo, které je ve výluhu ve formě síranu železitého se vysráží jako jarozit nebo hematit a při tom se uvolní kyselina sírová ze síranu železitého.The iron present in the leachate in the form of ferric sulfate precipitates as jarosite or hematite, releasing sulfuric acid from ferric sulfate.

Celkový postup potom probíhá tak, že v 1. stupni loužení, tzv. nízkotlakém loužení £,jsou při teplotě 110 °C louženy nerozpuštěné podíly z předneutralizace £ a neutralizace £ v kyselině sírové při koncentraci cca 60 g.l ². Nerozpustný podíl obsahuje veškeré olovo, drahé kovy a část hlušinových podílů a je po úpravě vhodný jako vsázka do šachtové pece olovářské hutě.The overall process then proceeds in that in the leaching stage 1, the so-called low-pressure leaching 6, undissolved fractions from the pre-neutralization 6 and the neutralization 6 in sulfuric acid at a concentration of about 60 gl ² are leached at 110 ° C. The insoluble fraction contains all lead, precious metals and part of the tailings fractions and, after treatment, is suitable as a charge for the shaft furnace of the smelting plant.

Do roztoku po oddělení pevné fáze je přidávána ve stupni předneutralizace přibližně polovina výpražků kolektivního koncentrátu, aby byla zneutralizovaná kyselina sírová přibližně na koncentraci·10 g.l ¹. Pevný podíl je oddělen od výluhu a přidávaný do nízkotlakého loužení. Z výluhu je odstraňováno železo vysrážení ve formě jarozitu nebo hematitu při teplotě cca 200 °C. Oddělená pevná fáze - železitá sráž - může být zpracována po úpravě na pigmenty nebo alespoň v hutích jako vsázka železného koncentrátu.After the solid phase separation, approximately half the fractions of the collective concentrate are added at the pre-neutralization stage to neutralize the sulfuric acid to a concentration of approximately 10 g / ^l . The solid is separated from the leachate and added to the low pressure leaching. The leachate is removed by iron precipitation in the form of jarosite or hematite at a temperature of about 200 ° C. The separated solid phase - ferric precipitation - can be processed after treatment to pigments or at least in smelters as a batch of iron concentrate.

Roztok po tlakovém vysrážení železa obsahuje kromě zinku, mědi a dalších rozpustných síranů volnou kyselinu sírovou v koncentraci asi 70 g.l^-''' v závislosti na obsahu železa v koncentrátu. Kyselina je neutralizovaná druhou polovinou vápražků, nerozpustný podíl je přidávaný k doloužení do nízkotlakého loužení a výluh slouží po rafinaci jako elektrolyt zinku.The solution after pressure precipitation of the iron comprises in addition to zinc, copper and other soluble sulphates free sulfuric acid concentration of about 70 gl ^- '''depending on the content of iron in the concentrate. The acid is neutralized by the other half of the limes, the insoluble portion is added to the leaching to the low pressure leaching and the leach serves as the zinc electrolyte after refining.

Podle složení vstupní suroviny byly odzkoušeny tři základní varianty postupu pro zpracování kolektivních CuPbZn koncentrátů způsobem nízkotlakého loužení.Depending on the composition of the feedstock, three basic process variants for the treatment of collective CuPbZn concentrates by low pressure leaching were tested.

Příklad č. 1Example 1

Pro obsah železa 15 až 20 % hmot. byl odzkoušen následující postup.For an iron content of 15 to 20 wt. the following procedure was tested.

Ve vratném elektrolytu s koncentrací kyseliny sírové cca 170 g.l^-·¹ byl loužen ve stupni nízkotlakého kyfeelého loužení nerozpustný podíl z předneutralizace a neutralizace při teplotě 110 °C a koncentraci kyseliny sírové 40 až 60 g.l ² po dobu 4 hod. Získaný roztok o koncentra ci cca 95 g.l ² zn, 8 g.l ¹ Cu, 40 g.l ¹ Fe byl neutralizovaný dvoustupňové cca polovinou výpražků po dobu 2 hod. při teplotě 110 °C a 1 hod. při teplotě 70 °C. Nerozpuštěný zbytek po stupni nízkotlakého loužení byl oddělen od roztoku a po úpravě použit jako surovina pro získání Pb, Ag a Au. Roztok po předneutralizaci s koncentrací kyseliny sírové cca 10 g.l^-''' byl podroben rafinaci od železa za přídavku Na a K síranů při teplotě 200 °C po dobu 1 hod.In the return of the electrolyte with a sulfuric acid concentration of about 170 gl ^- · ¹ was leached in step low pressure kyfeelého leach insolubles from předneutralizace and neutralizing at a temperature of 110 ° C and a sulfuric acid concentration of 40 to 60 gI ² for 4 hours. The resulting solution is a concentrate or approx. 95 gl ² zn, 8 gl ¹ Cu, 40 gl ¹ Fe was neutralized by two-stage approx. half of the crystals for 2 hours at 110 ° C and 1 hour at 70 ° C. The undissolved residue after the low pressure leaching step was separated from the solution and used as a raw material to obtain Pb, Ag and Au after treatment. After předneutralizaci solution with sulfuric acid concentration of about 10 gl ^- '''was subjected to refining by addition of iron sulphates, Na and K at 200 ° C for 1 hour.

Vyloužený pevný podíl asi 100 až 120 g.l železité sraženiny Na-K jarozitu byl oddělen od roztoku a po úpravě využit jako pigment.The resulting solids of about 100 to 120 g.l of a ferric precipitate of Na-K jarosite were separated from the solution and used as a pigment after treatment.

Výluh s koncentrací H₂ ^SO4 ^cca g*l byl po ochlazení na 90 °C zneutralizovaný druhou polovinou pražence loužením po dobu max. 2 hod. a po rafinaci od Cu, Co, Ni, Cd podroben elektrolytickému vylučování Zn. Upotřebený elektrolyt byl vrácen do stupně nízkotlakého kyselého loužení.The leachate with a concentration of H ₂ ^SO 4 of ^{approximately} g * l was neutralized after 90 ° C by leaching for a maximum of 2 hours after cooling to 90 ° C and after refining from Cu, Co, Ni, Cd subjected to electrolytic deposition of Zn. The spent electrolyte was returned to the low pressure acid leaching stage.

Příklad č. 2Example 2

Pro obsah železa v koncentrátu nad 18 až 20 % hmot, byl odzkoušen následující postup.For the iron content of the concentrate above 18 to 20 wt%, the following procedure was tested.

Ve vratném elektrolytu byly louženy zbytky po neutrálním loužení ze stupně předneutralizace a neutralizace při teplotě 110 °C po dobu 4 hod. při zbytkové koncentraci kyseliny sírové 40 až 60 g.l^-1. Pevná fáze okolo 100 až 120 g.l^-1 byla oddělena od roztoku a po úpravě použita jako surovina pro získávání Pb, Ag a Au. Roztok po oddělení pevné fáze byl ve stupni předneutralizace neutralizovaný výpražky kolektivního koncentrátu při teplotě 70 °C _ 1 po dobu 2 hod. od zbytkové koncentrace cca 10 g.l . Nerozpuštěný podíl byl oddělen od výluhu a vrácený do stupně nízkotlakého kyselého loužení.Neutral leaching residues from the pre-neutralization and neutralization stages were leached in the return electrolyte at 110 ° C for 4 hours at a residual sulfuric acid concentration of 40 to 60 gl ^-1 . The solid phase of about 100 to 120 gl ^-1 was separated from the solution and used as a raw material for recovery of Pb, Ag and Au after treatment. The solid phase separation solution was neutralized at 70 [deg.] C. for 1 hour at a pre-neutralization stage of the collective concentrate at a residual concentration of about 10 g. The undissolved portion was separated from the leachate and returned to the low pressure acid leaching stage.

Výluh s koncentrací cca 95 g.l ¹ Zn, 8 g.l ¹ Cu,'40 g.l ¹ Fe za přídavku Na a K solí rafinovaný od železa jeho vysrážením při teplotě 200 °C po dobu 1 hod. Po oddělení pevné fáze, tj. jarozitové sraženiny, byl roztok s koncentrací cca 70 g.l ¹ neutralizován druhou částí pražence při teplotě 110 °C 1,5 hod. nerozpustným podílem z druhého stupně.Leach with a concentration of about 95 gl ¹ Zn, 8 gl ¹ Cu, 40 gl ¹ Fe with the addition of Na and K salts refined from iron by precipitation at 200 ° C for 1 hour. After separation of the solid phase, ie the jarosite precipitate, 70 g / ^l solution was neutralized with the second portion of the roast at 110 ° C for 1.5 hours with an insoluble portion of the second stage.

V prvním stupni tlakové neutralizace přešla do roztoku část zinku, mědi a železa vázaná ve formě feritů. Tím došlo k poklesu koncentrace volné kyseliny sírové na cca 40 g.lIn the first stage of pressure neutralization, part of the zinc, copper and iron bound in the form of ferrites passed into solution. This reduced the concentration of free sulfuric acid to about 40 g.l

Nerozpustný podíl z 1 stupně tlakové neutralizace byl po oddělení od roztoku vrácen do nízkotlakého loužení. Roztok byl neutralizován částí čerstvého pražence při teplotě cca cca 90 °C půl hodiny na pH 1,5 až 2. Po oddělení pevné a kapalné fáze byla pevná fáze vrácena do 1. stupně tlakové neutralizace. Roztok s koncentrací cca 125 g.l ¹ Zn, 8 g.l ¹ Cu a 10 g.l Fe byl podroben dodatečné rafinaci od železa při 95 °C za přídavku Na a K solí v ekvimolárním poměru k obsahu železa. Roztok po srážení Na-K jarozitu obsahoval pod 2 g.l Fe a byl po doneutralizaci pomocí ZnO na pH 4 a odfiltrování hydrolytické sráze rafinován od CU, Cd, Co a Ni a použit jako čerstvý elektrolyt pro elektrolýzu zinku. Vyčerpaný elekrolyt byl vrácen zpět do· nízkotlakého loužení.The insoluble fraction from 1 pressure neutralization step was returned to low pressure leaching after separation from the solution. The solution was neutralized with a portion of fresh roast at about 90 ° C for half an hour to pH 1.5 to 2. After separation of the solid and liquid phases, the solid phase was returned to the first stage of pressure neutralization. A solution with a concentration of about 125 gl ¹ Zn, 8 gl ¹ Cu and 10 gl Fe was subjected to additional refining from iron at 95 ° C with addition of Na and K salts in equimolar ratio to the iron content. The solution after precipitation of Na-K jarosite contained below 2 gl Fe and was refined from CU, Cd, Co, and Ni after neutralization with ZnO to pH 4 and hydrolytic precipitation filtering and used as fresh electrolyte for zinc electrolysis. The spent electrolyte was returned to the low pressure leaching.

Příklad č. 3Example 3

Pokud obsah železa v koncentrátu je v poměru k obsahu zinku a mědi méně než 1:2,5, volné kysličníkové podíly postačí k neutralizaci zbytkové kyseliny po nízkotlakém loužení a kyseliny uvolněné tlakovým srážením železa, je možné použít následující postup. Ve vratném elektrolytu s obsahem cca 170 g.l^{-1 H}2^SO4 ^{ve stu}Pⁿi nízkotlakého kyselého loužení při teplotě 110 °C po dobu 4 hod. loužen nerozpustný podíl ze stupně předneutralizace při zbytkové koncentraci kyseliny sírové 40 až 60 g.l ¹. Ve stupni předneutralizace byla loužena část čerstvého pražence při teplotě 70 °C po dobu maximálně 2 hod. se zbytkovou koncentrací do 10 g.l .If the iron content of the concentrate is less than 1: 2.5 in relation to the zinc and copper contents, the free oxides are sufficient to neutralize the residual acid after low pressure leaching and the acid released by the pressure precipitation of iron, the following procedure may be used. An insoluble fraction from the pre-neutralization stage at a residual sulfuric acid concentration of 40 to 60 gl ^{1 was} leached in the return electrolyte containing approximately 170 gl ^{-1 H} 2 ^SO 4 ^{in the} P ⁿ at low pressure acid leaching at 110 ° C for 4 hours. In the pre-neutralization stage, a portion of fresh roast was leached at 70 ° C for a maximum of 2 hours with a residual concentration of up to 10 gl.

-1 -1 _v -1-1 -1 _in -1

Získaný výluh o koncentraci cca 95 g.l Zn, 8 g.l Cu, 30 az 40 g.l Fe a mas.Obtained extract with a concentration of about 95 g.l Zn, 8 g.l Cu, 30 to 40 g.l Fe and mass.

g.l ¹ volné byl oddělen od pevného zbytku s obsahem Pb, Ag, Au, a hlušiny podroben rafinaci od železa za přídavku Na-K solí při teplotě 200 °C po dobu 1 hod. Vyloužený pevný podíl železité sraženiny byl oddělen od roztoku a po úpravě využit jako pigment. Výluh s koncentrací cca 70 g.l a Fe pod 4 g.l byl ochlazen na 70 °C a volná kyselina zneutralizována pražencem loužením po dobu max. 2 hod. na pH 1,5 až 2 a doneutralizována na pH 4 pomocí ZnO. Po oddělení pevné fáze, která byla vrácena do nízkotlakého loužení, byl roztok podroben rafinaci od Cu, Cd, Co a Ni a použit jako čerstvý elektrolyt pro elektro lýzu zinku. Upotřebený elektrolyt byl vrácen do stupně nízkotlakého kyselého loužení.gl ¹ free was separated from the solid residue containing Pb, Ag, Au, and tailings subjected to iron refining with the addition of Na-K salts at 200 ° C for 1 hour. The precipitated solid fraction of ferric precipitate was separated from the solution and after treatment used as pigment. The leachate with a concentration of about 70 gl and Fe below 4 gl was cooled to 70 ° C and the free acid was neutralized by roast leaching for a maximum of 2 hours to pH 1.5 to 2 and made neutralized to pH 4 with ZnO. After separation of the solid phase, which was returned to the low pressure leaching, the solution was refined from Cu, Cd, Co and Ni and used as fresh electrolyte for zinc electrolysis. The spent electrolyte was returned to the low pressure acid leaching stage.

Claims

SUBJECT OF THE INVENTION

Process for obtaining non-ferrous and precious metals from collective polymetallic concentrates based on CuPbZn with a content in% by weight. Cu from trace amounts to 6%, Pb from 4 to 15%,

Zn 20 to 35% with Ag and Au admixture with Fe content from 8 to 30% based on hydro-metallurgical treatment, characterized in that the collective polymetallic concentrates are oxidatively roasted in the temperature range 780 to 870 ° C, while some of the fractions are neutrally leached in solution after the low pressure acid leaching at 70 to 110 ° C and the second part of the leaches are subjected to leaching in sulfuric acid from the pressure precipitation of iron carried out at temperatures of 14o to 220 ° C, the undissolved fractions from both stages of neutral leaching being leached in sulfuric acid released by zinc electrolysis at temperatures of 95 to 125 ° C.

2. Process according to claim 1, characterized in that for concentrates with an iron content of 15 to 20% by weight. the neutral leaching before the pressure precipitation of the iron is carried out in two stages in countercurrent flow, the first stage leaching at a temperature of 95 to 125 ° C the residue from the second stage and in the second stage neutralizing fresh fryers up to 70 ° C.

3. Process according to claim 1, characterized in that for concentrates with an iron content below 15 wt. the neutralization before the pressure precipitation of the iron is carried out at a temperature of up to 70 ° C in a single stage.

4. Process according to claim 1, characterized in that for concentrates with an iron content of above

20 4 wt. the neutralization after the pressure precipitation of iron is carried out at a temperature of 95 to 125 ° C and the iron is subsequently precipitated from the solution as sodium jarosite at a temperature of 95 ° C.

5. A process according to claim 1, characterized in that, after neutral leaching and refining from the admixtures, zinc metal is electrolytically deposited and the return electrolyte is fed to the low pressure leaching stage.