CS268927B1 - Method of difficult-to-leach ores' acid successive pressure leaching - Google Patents
Method of difficult-to-leach ores' acid successive pressure leaching Download PDFInfo
- Publication number
- CS268927B1 CS268927B1 CS871259A CS125987A CS268927B1 CS 268927 B1 CS268927 B1 CS 268927B1 CS 871259 A CS871259 A CS 871259A CS 125987 A CS125987 A CS 125987A CS 268927 B1 CS268927 B1 CS 268927B1
- Authority
- CS
- Czechoslovakia
- Prior art keywords
- leaching
- ores
- zirconium
- uranium
- oxidation
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 16
- 239000002253 acid Substances 0.000 title description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 239000012633 leachable Substances 0.000 claims abstract description 8
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims abstract description 7
- 230000033116 oxidation-reduction process Effects 0.000 claims abstract description 7
- 150000007522 mineralic acids Chemical class 0.000 claims abstract description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 3
- PMTRSEDNJGMXLN-UHFFFAOYSA-N titanium zirconium Chemical compound [Ti].[Zr] PMTRSEDNJGMXLN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 3
- NBWXXYPQEPQUSB-UHFFFAOYSA-N uranium zirconium Chemical compound [Zr].[Zr].[U] NBWXXYPQEPQUSB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 2
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 4
- -1 sulfuric acid Chemical class 0.000 claims description 2
- 229910052726 zirconium Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 claims 1
- 230000000750 progressive effect Effects 0.000 claims 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims 1
- 229940075397 calomel Drugs 0.000 abstract description 2
- ZOMNIUBKTOKEHS-UHFFFAOYSA-L dimercury dichloride Chemical compound Cl[Hg][Hg]Cl ZOMNIUBKTOKEHS-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical group [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Chemical compound NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QCWXUUIWCKQGHC-UHFFFAOYSA-N Zirconium Chemical group [Zr] QCWXUUIWCKQGHC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004202 carbamide Substances 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 238000006213 oxygenation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Chemical group 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Chemical group 0.000 description 1
- 229910001727 uranium mineral Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Řešení se týká způsobu kyselého postupného tlakového loužení těžce loužitelných rud, například rud uran-zirkoniových, titan-zirkoniových nebo jajich směsí, v autoklávech. Rudný rmut se zavede do prvního stupně loužení, kde se louží při koncentrací volné anorganické kyseliny, například kyseliny sírové, v kapalné fázi 20 až 200 g.l-1, při oxidačně-redukěním potenciálu, měřeném proti standardní kalomelové elektrodě, - 300 až - 700 mV po dobu 0,2 až 5,0 hodin. Potom se reakční směs přivede do druhého stupně loužení, kde se koncentrace volné anorganické kyseliny zvýší oproti předchozímu stupni loužení o 1 až 180 g.l-l a loužení se pak provádí při oxidačně-redukěním potenciálu -300 až -800 mV po dobu 0,5 až 6,0 hodin. Teplota H v obou stupních loužení se udržuje v rozw mezí 110 až 250 °C.The present invention relates to an acidic sequential process pressure leaching hardly leachable ores, such as uranium zirconium ores, titanium zirconium or other mixtures, v autoclaves. The ore mash is introduced into the first the degree of leaching where it leached at concentrations free inorganic acids, for example sulfuric acid, in liquid phase 20 up to 200 g.l-1, at oxidation-reduction potential, measured against standard calomel electrode, - 300 to - 700 mV for 0.2 to 5.0 hours. Then the reaction mixture was stirred bring to the second degree leaching where it is concentration of free inorganic acid increases leaching by 1 to 180 g / l and leaching is then performed at an oxidation-reduction potential of -300 to -800 mV for 0.5 to 6.0 hours. Temperature H in both degrees of leaching is maintained at ww between 110 and 250 ° C.
Description
CS 268 927 B1 1EN 268 927 B1 1
Vynález se týká způsobu kyselého postupného tlakového loužení těžce loužitel-ných rud, například rud uran-zirkoniových, titan-zirkoniových nebo jejich směsí, vautoklávech. V současné době je znán způsob kyselého tlakového loučení těžce loužitelnýchrud v autoklávech, probíhajícího při vysoké teplotě, zpravidla nezi 140 °C až 200°C. Při touto způsobu se relativnS lehce loužitelné složky louží při současnéu do-sažení vysoké výtěžnosti. Avšak při zpracování rud se složitým minerálním složením,obsahujících například čtyřmocný uran, který je chemicky vázaný na těžce rozložitel-né minerály zirkonia a titanu nebo za přítomnosti většího množství přírodních redu-kujících složek v rudě, například organického uhlíku, sulfidů, dvojmocného železa apodobně, se výtěžnost loužení ve srovnání s výtěžností při zpracování rud obsahují-cích lehce loužitelné složky snižuje zpravidla o více než 5 %.BACKGROUND OF THE INVENTION The present invention relates to a process for the acidic stepwise leaching of heavy-leachable ores, e.g. Currently, there is known a method of acidic pressurization of heavily leachable in autoclaves, which proceeds at high temperature, generally not exceeding 140 ° C to 200 ° C. In this process, the relatively easily leachable components are leached while achieving high yields. However, in the processing of ores with a complex mineral composition containing, for example, tetravalent uranium, which is chemically bonded to zirconium and titanium hardly decomposable minerals, or in the presence of a plurality of natural reductant components in ore, such as organic carbon, sulfides, divalent iron and the like, the yield of leaching is generally reduced by more than 5% compared to the yield in the processing of ores containing lightly leachable components.
Uvedené nedoetatky do značné míry odstraňuje způsob kyselého postupného louženítěžko loužitelných rud podle vynálezu, jehož podstata spočívá v tom, že se rudnýrmut zavede do prvního stupně loužení, kde se louží při koncentraci volné anorganic-ké kyseliny» například kyseliny sírové, v kapalné fázi 20 až 200 b.l-^, při oxidačněredukčním potenciálu, měřeném proti standardní kalomelové elektrodě, -300 až -700 mVpo dobu 0,2 až 5,0 hodin. Potom se reakční směs převede do druhého stupně loužení,kde se koncentrace volné anorganické kyseliny zvýší dodatečným dávkováním oprotipředchozímu stupni loužení o 1 až 180 g.l-1 a loužení se provádí při oxidačně redukč-ním potenciálu, měřeném tímtéž způsobem, -300 až -800 mV po dobu 0,5 až 6,0 hodin.Teplota v obou stupních loužení se při tom udržuje v rozmezí 110 až 250 °C. Při použití způsobu kyselého postupného tlakového loužení podle vynálezu senapříklad u uranu dosahuje zvýšení rychlosti jeho převedení do kapalné fáze vlivemzměny čtyřmocné na šestimocnou formu v mírnějších podmínkách loužení prvního stupně.Relativní spotřeba kyseliny na loužení balastních složek rudy je nižší, než u stáva-jících způsobů. Ve druhém stupni dojde k rozkladu, těžce rozpustných minerálů uranu ak dosaženi vysoké výtěžnosti loužení. Celková spotřeba kyseliny je vůči stávajícímzpůsobům nižší a postup umožňuje zpracovat rudy se složitou minerální sestavou. Příklad provedeníThe abovementioned abovementioned method is largely eliminated by the process of acidic gradual leaching of the heavy-leachable ores according to the invention, which comprises introducing the ore into the first leaching stage, where it is leached at the concentration of free inorganic acid, e.g. 200 µl, at an oxidation-reducing potential, measured against a standard calomel electrode, of -300 to -700 mV for a period of 0.2 to 5.0 hours. Thereafter, the reaction mixture is transferred to a second leaching stage, wherein the concentration of free inorganic acid is increased by additional dosing of the previous leaching step by 1 to 180 gl-1 and leaching is carried out at an oxidation reduction potential as measured by -300 to -800 mV The temperature in both leaching stages is maintained at 110 to 250 ° C. By using the acidic stepwise leaching process of the present invention, for example, uranium, the increase in its liquid phase transfer rate results in a quadrilateral change under mild leaching conditions of the first stage. The relative acid consumption of leaching the ballast components of the ore is lower than in existing processes. In the second stage, the decomposition, the poorly soluble uranium minerals, and the high leaching yield. The overall acid consumption is lower with respect to the existing processes and the process makes it possible to process the ores with a complex mineral assembly. Example of execution
Do prvního autoklávu kontinuální linky, složené ze tří autoklávů se přivádí rmutjemných podílů uranové rudy, jehož poměr kapalné ku pevné fázi k:p je 1,1:1, a tech-nická kyselina sírová o koncentraci 92 až 96 % v množství takovém, aby na výstupu zautoklávu byla koncentrace volné kyseliny sírové ve rmutu rovna 100 až 180 g.l-^.Loužení se v prvním autoklávu provádí za tlaku 0,4 až 0,5 MPa, po dobu 35 minut.Oxidačně-redukční potenciál se reguluje pomocí dávky manganové rudy, která se přidávádo vstupujícího rmutu v takovém množství, aby byla v prvním autoklávu zajištěna hod-nota -500 až -700 mV. Zvýšený oxidačně-redukční potenciál v prvním autoklávu zajištu-je prakticky plné okysličení přírodních redukčních látek a také chemickou přeměnuuranu ze čtyřmocné formy na formu šestimocnou. Reakční směs z prvního autoklávu pře-téká samospádem do druhého stupně loužení, tvořeného druhým a třetím autoklávem, kamse také dávkuje technická kyselina sírové tak, že na výstupu ze třetího autoklávu jezajištěna koncentrace volné kyseliny 200 až 300 g.l-1. Loužení ve druhém stupni pro-bíhá po dobu s výhodou 2,5 hodiny při tlaku udržovaném v rozmezí hodnot 0,4 až 0,5MPa a oxidačně-redukčním potenciálu, bez přidávání dalšího oxidantu, na úrovni -400až -700 mV, která závisí na množství redukujících látek obsažených ve rmutu.The first continuous line autoclave, composed of three autoclaves, is fed with urea ore, whose liquid to solid ratio is 1.1: 1, and the technical sulfuric acid at 92-96% in such a quantity that at the outlet of the autoclave, the concentration of free sulfuric acid in the mash was 100-180 g -1. The leaching was carried out at a pressure of 0.4 to 0.5 MPa for 35 minutes in the first autoclave. which is added to the incoming mash in such a way that a value of -500 to -700 mV is provided in the first autoclave. The increased oxidation-reduction potential in the first autoclave provides virtually full oxygenation of the natural reducing agents as well as the chemical conversion of the tetravalent form to the hexavalent form. The reaction mixture from the first autoclave flows by gravity to the second stage of leaching, consisting of the second and third autoclaves, where the sulfuric acid is also metered in such that a free acid concentration of 200-300 g / l is obtained at the exit of the third autoclave. The leaching in the second stage proceeds for preferably 2.5 hours at a pressure maintained between 0.4 and 0.5 MPa and an oxidation-reduction potential, without the addition of another oxidant, at the level of -400 to -700 mV, which depends on the amount of reducing substances contained in the mash.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CS871259A CS268927B1 (en) | 1987-02-25 | 1987-02-25 | Method of difficult-to-leach ores' acid successive pressure leaching |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CS871259A CS268927B1 (en) | 1987-02-25 | 1987-02-25 | Method of difficult-to-leach ores' acid successive pressure leaching |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CS125987A1 CS125987A1 (en) | 1989-09-12 |
CS268927B1 true CS268927B1 (en) | 1990-04-11 |
Family
ID=5346525
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CS871259A CS268927B1 (en) | 1987-02-25 | 1987-02-25 | Method of difficult-to-leach ores' acid successive pressure leaching |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CS (1) | CS268927B1 (en) |
-
1987
- 1987-02-25 CS CS871259A patent/CS268927B1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CS125987A1 (en) | 1989-09-12 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Mudder et al. | Chemistry and treatment of cyanidation wastes | |
US5354359A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of precious metal values from precious metal ores with thiosulfate lixiviant | |
Li et al. | A review of gold leaching in acid thiourea solutions | |
Tuovinen et al. | Use of micro-organisms for the recovery of metals | |
CN104911371B (en) | One kind proposes golden agent and preparation method thereof | |
DE2426641A1 (en) | WASTE DETOXIFICATION METHOD | |
US6168766B1 (en) | Process for leaching copper from copper sulfide using bacteria | |
CN103789546A (en) | Method for gold leaching method by thiourea | |
US20020037245A1 (en) | Method for segregating metals and minerals from one another by leaching | |
CS268927B1 (en) | Method of difficult-to-leach ores' acid successive pressure leaching | |
US4256485A (en) | Enzyme oxidation of sulfides in minerals | |
CN107904394A (en) | The dump leaching method for pre-oxidizing of primary gold ore stone | |
US4605537A (en) | Sulfide as a hypochlorite kill agent | |
CN103820649B (en) | Method for extracting gold from refractory carbonaceous oxidized ore | |
WO1997011202A1 (en) | Process for the hydrometallurgical extraction of precious metals from raw material that is difficult to process | |
CA1236308A (en) | Process for hydrometallurgical extraction of precious metals | |
US5262136A (en) | Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides | |
AU627577B2 (en) | Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides | |
Humphrey et al. | Spectrophotometric determination of cyanide with organic disulphides | |
CN111593199A (en) | BOC system solution, its preparation method and gold leaching, metallurgical method | |
Hansford et al. | Oxygen transfer limitation of bio-oxidation at high solids concentration | |
Wei et al. | Semi-continuous biooxidation of the Chongyang refractory gold ore | |
Loayza et al. | Laboratory biooxidation tests of arsenopyrite concentrate for the Tamboraque Industrial Plant | |
AU592161B2 (en) | Extraction of metal values from ores or concentrates | |
Nyashanu et al. | The effect of ore mineralogy on the speciation of arsenic in bacterial oxidation of refractory arsenical gold ores. |