EA007523B1 - Способ извлечения металлов с использованием хлоридного выщелачивания и экстракции - Google Patents
Способ извлечения металлов с использованием хлоридного выщелачивания и экстракции Download PDFInfo
- Publication number
- EA007523B1 EA007523B1 EA200500341A EA200500341A EA007523B1 EA 007523 B1 EA007523 B1 EA 007523B1 EA 200500341 A EA200500341 A EA 200500341A EA 200500341 A EA200500341 A EA 200500341A EA 007523 B1 EA007523 B1 EA 007523B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- extraction
- solution
- leaching
- raw material
- Prior art date
Links
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 67
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 40
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 36
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 25
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 25
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 18
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims abstract 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 title abstract description 12
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 86
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 83
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 81
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 26
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 16
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims abstract description 3
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims abstract 2
- 238000000622 liquid--liquid extraction Methods 0.000 claims abstract 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 56
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 27
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 24
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 24
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 20
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 20
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 238000004821 distillation Methods 0.000 claims description 12
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 9
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 8
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 7
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 6
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims description 6
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 6
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 6
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 6
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 claims description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 5
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 4
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical group [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 3
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical group [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 101100269157 Caenorhabditis elegans ads-1 gene Proteins 0.000 claims 1
- 229960003280 cupric chloride Drugs 0.000 claims 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 claims 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims 1
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 abstract description 9
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 6
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 29
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 6
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 3
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 3
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- GQPLMRYTRLFLPF-UHFFFAOYSA-N Nitrous Oxide Chemical compound [O-][N+]#N GQPLMRYTRLFLPF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 2
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 2
- QYFMQRSFRCFZNM-UHFFFAOYSA-K copper;sodium;trichloride Chemical compound [Na+].[Cl-].[Cl-].[Cl-].[Cu+2] QYFMQRSFRCFZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 2
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 2
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000004215 Carbon black (E152) Substances 0.000 description 1
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GJCXHYNLSNVSQZ-UHFFFAOYSA-L [Cu](Cl)Cl.Cl Chemical compound [Cu](Cl)Cl.Cl GJCXHYNLSNVSQZ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ZHDZZQCPMPRKFO-UHFFFAOYSA-N [Fe].[Ni].[Cu].[Co] Chemical compound [Fe].[Ni].[Cu].[Co] ZHDZZQCPMPRKFO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001854 alkali hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000008044 alkali metal hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 1
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000009977 dual effect Effects 0.000 description 1
- 239000012527 feed solution Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 1
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N hydron Chemical group [H+] GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000002887 hydroxy group Chemical group [H]O* 0.000 description 1
- 150000002505 iron Chemical class 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000001272 nitrous oxide Substances 0.000 description 1
- 150000002923 oximes Chemical class 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 description 1
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 229910052604 silicate mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates 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
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- 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
- C22B15/0069—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
-
- 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
- C22B23/0423—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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
-
- 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)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу извлечения металлов, в частности меди, из медьсодержащего сырьевого материала, в соответствии с которым материал выщелачивают в хлоридсодержащий раствор. Выщелачивание сырьевого материала осуществляют окислительным способом и при окислительно-восстановительном потенциале достаточно высоком, чтобы медь в растворе хлорида меди после выщелачивания была преимущественно двухвалентна. Полученный хлоридный раствор, содержащий медь и, потенциально, другие ценные металлы, подают на жидкостную экстракцию. При экстракции медь сначала переводят в органическую фазу путем экстракции, а затем путем отгонки в сульфатный раствор, который затем подают на электрохимическое извлечение меди.
Description
Способ относится к извлечению металлов, в частности меди, из медьсодержащего сырьевого материала, в соответствии с которым материал выщелачивают в хлоридсодержащий раствор. Выщелачивание сырьевого материала осуществляют окислительным способом и при окислительно-восстановительном потенциале достаточно высоком, чтобы медь в растворе хлорида меди после выщелачивания была преимущественно двухвалентна. Полученный хлористый раствор, содержащий медь и, потенциально, другие ценные металлы, направляют на жидкостную экстракцию. При экстракции медь сначала переводят в органическую фазу путем экстрагирования, а затем путем отгонки в сульфатный раствор, который направляют на электрохимическое извлечение меди.
В патентной публикации США 6007600 описан способ гидрометаллургического производства меди из медьсодержащих сырьевых материалов, таких как сульфидный медный концентрат. В соответствии со способом сырьевой материал выщелачивают в противотоке концентрированного раствора хлорид натрия - хлорид меди (II) в несколько операций с целью образования раствора хлорида одновалентной меди. При выщелачивании железо и серу осаждают из раствора. Очищенный раствор хлорида меди осаждают соответствующими реактивами в виде закиси (ох16и1е) меди, а закись восстанавливают далее до элементарной меди.
Согласно патентной публикации США 6007600 выщелачивание медного концентрата осуществляют в условиях, при которых железо осаждают из раствора при выщелачивании, при этом способы выщелачивания отличаются тем, что наибольшее возможное количество меди переходит в хлоридный раствор в одновалентной форме.
В патентной публикации США 4023964 описан способ производства электролитической меди. По этому способу сульфидный медный концентрат выщелачивают в раствор хлорида меди (II) - хлорида натрия. Содержание №101 в растворе составляет 100-300 г/л, а максимальное значение рН составляет 1, в силу чего железо растворяется. Полученный раствор делят на две части, в одной из которых железо осаждают в виде гетита, а раствор хлорида двухвалентной меди, полученный при осаждении, направляют обратно на выщелачивание концентрата. Другую часть раствора вводят в контакт с экстракционным раствором и, в то же время, в раствор подают воздух для окисления одновалентной меди в двухвалентную. При экстракции медь связывается с органической фазой, и обедненный медью хлоридный раствор подают обратно на выщелачивание концентрата. При отгонке органическую фазу и связанную с ней медь вводят в контакт с водным раствором серной кислоты. Раствор сульфата меди, полученный таким образом, направляют на получение элементарной меди, а органическую фазу подают рециклом обратно на операцию экстракции.
Способ, описанный в патентной публикации США 4023964, осуществим таким образом, что сульфидный медный концентрат выщелачивают в виде хлорида, который направляют на жидкостную экстракцию, а медь извлекают после экстракции в виде раствора сульфата меди. Дальнейшая обработка раствора сульфата меди, например, электрохимическим извлечением, является широко известной технологией и приводит к получению чистой меди. Однако недостатком этого способа является выщелачивание концентрата, которое происходит в условиях, при которых также растворяется железо, и это железо нужно осаждать из раствора на отдельной операции. В то же время медь в растворе хлорида меди после выщелачивания преимущественно одновалентна, поэтому ее нужно отдельно окислять при экстракции. Если окисление происходит при экстракции, то существует большой риск того, что экстрагент также одновременно окислится и не будет более пригоден для использования. В соответствии с данным способом рекомендуется проводить экстракцию при температуре 60°С, которая на практике оказывается слишком высокой и приводит к разложению экстрагента.
Теперь разработан способ извлечения металлов, в частности меди, из медьсодержащих сырьевых материалов, содержащих также железо и серу. В соответствии с данным способом окислительное выщелачивание растворителем на основе хлорида проводят на медьсодержащем материале в противотоке в условиях, при которых железо в концентрате осаждают, а серу также извлекают в осадок в виде элементарной серы. Если сырьевой материал содержит золото и/или металлы платиновой группы (МПГ), то их заставляют осаждаться с серой и извлекают из сернистого осадка. Здесь и далее термин «драгоценный металл» будет использован для обозначения золота и/или металлов платиновой группы. Медь в растворе хлорида меди, полученном при выщелачивании, находится преимущественно в двухвалентной форме. Медь получают в растворе в двухвалентной форме путем выщелачивания медьсодержащего материала при достаточно высоком окислительно-восстановительном потенциале в растворе окисляющего вещества, двухвалентной меди и соляной кислоты, где растворенная медь остается двухвалентной, и ее можно подавать непосредственно на экстракцию без операции окисления. Окислительно-восстановительный потенциал находится предпочтительно в интервале 480-500 мВ при измерении электродом Ад/АдС1. Рекомендуется проводить экстракцию при температуре максимум 40°С. Медь отгоняют из органического раствора в водный раствор серной кислоты, который подают на электролиз для извлечения элементарной меди.
Существенные признаки изобретения очевидны из прилагаемой формулы изобретения.
Медьсодержащим материалом может быть, например, сульфидный медный концентрат, который обычно содержит другие ценные металлы в дополнение к меди. В контексте изобретения термин «цен
-·1· ные металлы» используют для обозначения в основном никеля, кобальта и цинка. При выщелачивании другие ценные металлы также растворяются. Таким образом, полученный водный раствор содержит медь преимущественно в виде хлорида двухвалентной меди, а также другие ценные металлы. Поскольку известные экстрагенты меди преимущественно выбирают относительно двухвалентной меди, то раствор хлорида двухвалентной меди можно подавать непосредственно на экстракцию без операции окисления.
Способ по изобретению проиллюстрирован дополнительно на чертеже, который показывает схему организации производства одного предпочтительного воплощения изобретения.
Медьсодержащий сырьевой материал подают на операцию выщелачивания, где выщелачивание проводят раствором хлорид меди - соляная кислота. Выщелачивание обычно на практике проводят как многостадийный процесс, но для упрощения схема организации производства показывает его как одну операцию. Окислительно-восстановительный потенциал раствора для выщелачивания устанавливают в интервале 480-500 мВ относительно Ад/АдС1, используя подачу окислителя. Окислителем может быть кислород или воздух. Полученную при выщелачивании суспензию подают на разделение твердой части и раствора. Раствор хлорида двухвалентной меди, получаемый при разделении, подают на экстракцию, а осадок - на флотацию серы.
При экстракции водный раствор хлорида двухвалентной меди вводят в контакт с органическим экстрагентом и медь заставляют перейти в органическую фазу. Операция экстракции включает секцию нормального смешивания и осаждения, хотя они и не указаны детально на схеме. Экстракцию, показанную на схеме организации производства, проводят в две операции, но в зависимости от условий экстракцию можно также проводить в одну операцию. На схеме водный раствор помечен сплошной линией, а органический раствор пунктиром. Максимальная температура экстракции составляет 40°С.
Одна часть хлоридсодержащего водного раствора с первой операции экстракции, рафинат, обедненный медью и имеющий повышенное содержание кислоты, подают обратно на выщелачивание сырьевых материалов. Оставшийся водный раствор, который подают на вторую операцию экстракции, нейтрализуют перед этой операцией. Извлечение других ценных металлов проводят из водного раствора, который удаляют из второй операции экстракции. Органический раствор, выходящий с операции экстракции, подают через промывание на отгонку. При отгонке органический раствор, содержащий ион двухвалентной меди, вводят в контакт с водным раствором серной кислоты, и медь переводят в водную фазу в виде сульфата, откуда ее извлекают путем электролиза. При извлечении меди электрохимическим извлечением меди, возвратную кислоту при электрохимическом извлечении можно использовать в качестве водного раствора серной кислоты при отгонке.
Любой известный экстрагент меди подходит для экстракции, такой как оксимы, которые разбавляют в подходящем растворителе, например керосине. Если проводить экстракцию в две операции, на первой операции экстрагируют максимум половину меди. Содержание меди в рафинате после первой операции падает с одновременным повышением содержания соляной кислоты в соответствии со следующей реакцией:
СиС12+2НВ- СиН2 + 2НС1 (1)
В реакции К означает углеводородный компонент экстрагента, который образует комплекс с медью в органическом растворе, тогда как компонент с ионом водорода образует соляную кислоту с хлоридом в водном растворе.
Большую часть рафината с первой операции экстракции подают рециклом обратно на выщелачивание медьсодержащих сырьевых материалов. Однако некоторое его количество направляют на нейтрализацию, где полученную при первой экстракции фазу нейтрализуют, используя щелочной гидроксид. Гидроксид натрия, ΝαΟΗ, или, например, известь, СаСО3, можно использовать в качестве щелочного гидроксида.
Нейтрализованный водный раствор хлорида двухвалентной меди подают на вторую операцию экстракции, где медь экстрагируют из водного раствора настолько тщательно, насколько это возможно. Органический раствор подают на обе операции экстракции с операции отгонки, т.е. эти операции действуют параллельно в отношении подачи органического раствора. После проведения экстракции экстракционные растворы с обеих операций объединяют и подают на отгонку через операцию промывания. Отгонку проводят с использованием сульфатсодержащего водного раствора, такого как возвратная кислота при электрохимическом извлечении меди.
Водный раствор со второй операции экстракции, то есть второй рафинат направляют на дополнительную обработку, где восстанавливают из раствора другие ценные металлы, содержащиеся в сырьевом материале, такие как никель, кобальт и цинк. Ценные металлы осаждают из раствора, используя щелочной гидроксид. Сначала никель извлекают из полученного осадка путем восстановления, а затем другие металлы, содержащиеся в сырьевом материале. Кобальт и никель также можно извлечь путем избирательной жидкостной экстракции после экстрагирования меди.
Выщелачивание сырьевого материала проводят при высоком окислительно-восстановительном потенциале и значении рН по меньшей мере 1,5, в результате чего практически все железо осаждают. Серу также осаждают в этих условиях. Если сырьевой материал включает золото и металлы платиновой груп
-·2· пы, они тоже остаются в осадке. Флотацию серы проводят на осадке, посредством чего получают серный концентрат, содержащий также драгоценные металлы (золото + МПГ). Серу отделяют из серного концентрата в соответствии с известными способами и получают концентрат МПГ, содержащий драгоценные металлы. Содержание МПГ в полученном концентрате настолько велико, что его можно продавать на заводы, специализирующиеся на очистке платиновых металлов.
Двухоперационная экстракция преимущественна особенно в случаях, когда сырьевой материал содержит значительное количество никеля. Если в сырьевом материале никеля мало, то можно провести экстракцию меди в одну операцию. В этом случае водный раствор, выходящий с экстракции, рафинат, подают насосом обратно, прямо на выщелачивание. Совместное осаждение ценных веществ в растворе проводят только на небольшой части рафината, или насколько этого требует необходимость, используя, например, известь, когда содержание ценных металлов повышается настолько, что это начинает уменьшать растворимость меди. После гидроксидного осаждения раствор хлорида кальция обрабатывают серной кислотой, посредством чего получают соляную кислоту, которую подают обратно на выщелачивание сырьевого материла.
Разработанный теперь способ также применим к другим материалам помимо сульфидных медных концентратов. Вышеописанный способ, в применении к концентратам, включающим драгоценные металлы, а также медно-никелево-кобальто-железный штейн, содержащий золото и МПГ, можно проводить преимущественно по способу согласно изобретению.
Способ по изобретению описан далее с помощью следующего примера.
Пример.
Сернистый концентрат состава 12% Си, 2,3% N1, 23% Ге и 25% 8, а также 120 частей на миллион (ррт) Рб и 14 частей на миллион Аи был обработан согласно способу по изобретению. Концентрат выщелачивали при температуре 90°С и окислительно-восстановительном потенциале 500 мВ по отношению к Ад/АдС1, который поддерживали кислородной продувкой. Результаты показывают, что никель и медь выщелачиваются в раствор очень хорошо, и только небольшая часть серы окисляется до сульфата. Драгоценные металлы начинают растворяться только после того, как окислительно-восстановительный потенциал поднимается выше 500 мВ по отношению к Ад/АдС1. Скорость реакции велика, и всего через 6 ч для меди и никеля реакция проходит на 90%. Состав остатка от выщелачивания был Си 1,5%, N1 0,1%, Ге 30%, 8 24%. Содержание Си в подаваемом растворе составляло 41 г/л, содержание N1 - 26 г/л, и при количестве 2,28 л на килограмм концентрата. Кроме того, 0,59 кг чистой соляной кислоты было добавлено на килограмм концентрата, т.е. 1,48 л 25% соляной кислоты на кг концентрата.
При экстракции приблизительно 30% меди экстрагировано на первой операции экстракции без нейтрализации, после чего основную часть раствора подают насосом обратно на выщелачивание. После первой операции экстракции содержание Си в водном растворе составляло 41 г/л. Меньшее количество водного раствора после первой операции экстракции, доля которого определяется содержанием никеля, т.е. в этом случае около 40%, было направлено на вторую операцию экстракции. Серная кислота в растворе была нейтрализована щелоком, и оставшуюся медь экстрагировали на второй операции экстракции.
На обеих операциях экстракции температуру поддерживали ниже 40°С и избегали непосредственного контакта между щелочью и органической фазой. Это минимизировало загрузку экстрагента и увеличило срок его службы.
Органические фазы с обеих операций экстракции объединили и промыли разбавленной водой серной кислоте для удаления остатков железа и хлора. Промытый раствор подавали насосом на выщелачивание. После промывки медьсодержащий органический раствор направляли на отгонку, где медь отгоняли из органического раствора в возвратную кислоту от электрохимического извлечения меди. После отгонки органическую фазу возвращают на операции экстракции.
Электрохимическим извлечением меди получено 120 г сверхчистой катодной меди на килограмм концентрата, то есть то же количество, которое было экстрагировано и направлено в процесс в качестве концентрата. Рафинат с первой операции экстракции, содержащий никель и кобальт, а также немного меди, подают на гидроксидное осаждение. Никель, кобальт, медь и другие катионы металла осаждают щелоком. Количество требуемого щелочного щелока составляет 0,22 кг/кг концентрата, большую часть которого используют при нейтрализации кислоты. На кг концентрата было получено 0,06 кг осадка гидроксида. Состав осадка гидроксила был N1 60%, Си 0,3%, Со 2,8%.
После фильтрации полученный при выщелачивании сульфат удаляют из раствора соли, используя известь. После этого раствор можно направлять на конечную очистку перед хлор-щелочным электролизом. Хлор и водород, полученные при хлор-щелочном электролизе, сжигают с образованием соляной кислоты и подают на выщелачивание. Количество ее составляет 1,48 л 25% соляной кислоты/кг концентрата.
При выщелачивании образуется остаток от выщелачивания, содержащий МПГ из концентрата и большую часть сульфидной серы в виде элементарной серы, большую часть железа в виде гетита или гематита, а силикатные минералы практически остаются неизмененными. Серу и МПГ отделяют от силикатов и оксидов железа путем флотации. Полученный серный концентрат сначала обрабатывают путем отделения большей части серы и дополнительно выщелачиванием с тем, чтобы растворы возвращать
-·3·007523 на начало процесса. Концентрат МПГ состава Ρά 17%, Ρΐ 4%, Аи 2%, Си 10%, N1 2%, Ре 14% легко продавать для дальнейшей очистки или обрабатывать дополнительно до получения чистого металла. Количество составляет 0,7 г/кг концентрата.
Claims (13)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ извлечения меди из медьсодержащего сырьевого материала, включающего также железо и серу, при котором указанный сырьевой материал выщелачивают в водный раствор хлорида меди и соляной кислоты, в результате чего железо и сера остаются в осадке, полученном при выщелачивании, отличающийся тем, что окислительно-восстановительный потенциал раствора для выщелачивания медьсодержащего сырьевого материала устанавливают, используя подачу окислителя, в интервале 480-500 мВ по отношению к электроду Ад/АдС1, посредством чего медь и другие ценные металлы в растворе хлорида меди, полученном при выщелачивании, преимущественно двухвалентны, раствор хлорида двухвалентной меди подают на жидкостную экстракцию, посредством которой медь отделяют от хлоридного раствора и переводят отгонкой в водный раствор серной кислоты, который подают на электрохимическое извлечение для извлечения элементарной меди.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что окислителем является кислород.
- 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что окислителем является воздух.
- 4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что экстракцию раствора двухвалентной меди проводят в две операции.
- 5. Способ по п.4, отличающийся тем, что часть водного раствора после первой операции экстракции подают обратно на выщелачивание медьсодержащего сырьевого материала.
- 6. Способ по п.4 или 5, отличающийся тем, что часть водного раствора, подаваемого на вторую операцию экстракции, нейтрализуют перед подачей на указанную операцию экстракции.
- 7. Способ по любому из пп.4-6, отличающийся тем, что операции экстракции действуют параллельно в отношении органического раствора.
- 8. Способ по любому из пп.1-7, отличающийся тем, что температура экстракции составляет максимум 40°С.
- 9. Способ по любому из пп.1-8, отличающийся тем, что водный раствор серной кислоты, подаваемый на отгонку, является возвратной кислотой от электрохимического извлечения меди.
- 10. Способ по любому из пп.1-9, отличающийся тем, что другие ценные металлы в медьсодержащем сырьевом материале, такие как никель, кобальт и цинк, осаждают из водного раствора после экстракции, используя щелочное гидроксидное осаждение.
- 11. Способ по любому из пп.1-10, отличающийся тем, что медьсодержащий сырьевой материал содержит драгоценные металлы, такие как золото и/или металлы платиновой группы.
- 12. Способ по п.11, отличающийся тем, что золото и/или металлы платиновой группы заставляют осаждаться в связи с выщелачиванием сырьевого материала при осаждении серы и железа и извлекают из осадка при флотации серы.
- 13. Способ по любому из пп.1-12, отличающийся тем, что значение рН при выщелачивании медьсодержащего сырьевого материала составляет по меньшей мере 1,5.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20021827A FI115534B (fi) | 2002-10-15 | 2002-10-15 | Menetelmä metallien talteenottamiseksi kloridiliuotuksen ja uuton avulla |
PCT/FI2003/000708 WO2004035840A1 (en) | 2002-10-15 | 2003-09-30 | Method for the recovery of metals using chloride leaching and ex traction |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA200500341A1 EA200500341A1 (ru) | 2005-12-29 |
EA007523B1 true EA007523B1 (ru) | 2006-10-27 |
Family
ID=8564753
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA200500341A EA007523B1 (ru) | 2002-10-15 | 2003-09-30 | Способ извлечения металлов с использованием хлоридного выщелачивания и экстракции |
Country Status (12)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US7547348B2 (ru) |
CN (1) | CN100366767C (ru) |
AR (1) | AR041445A1 (ru) |
AU (1) | AU2003264661B8 (ru) |
BR (1) | BR0315211B1 (ru) |
EA (1) | EA007523B1 (ru) |
ES (1) | ES2265265B2 (ru) |
FI (1) | FI115534B (ru) |
MX (1) | MXPA05003652A (ru) |
PE (1) | PE20040428A1 (ru) |
WO (1) | WO2004035840A1 (ru) |
ZA (1) | ZA200501592B (ru) |
Families Citing this family (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI120315B (fi) * | 2007-11-27 | 2009-09-15 | Outotec Oyj | Menetelmä pyriittisen, kultaa, kuparia ja arseenia sisältävän rikasteen käsittelemiseksi |
US8936770B2 (en) * | 2010-01-22 | 2015-01-20 | Molycorp Minerals, Llc | Hydrometallurgical process and method for recovering metals |
WO2013096070A1 (en) * | 2011-12-20 | 2013-06-27 | Freeport-Mcmoran Corporation | Systems and methods for metal recovery |
US9732398B2 (en) | 2012-04-09 | 2017-08-15 | Process Research Ortech Inc. | Chloride process for the leaching of gold |
FI125388B (en) | 2013-06-07 | 2015-09-30 | Outotec Finland Oy | Method for the recovery of copper and precious metals |
US9683277B2 (en) | 2013-09-24 | 2017-06-20 | Likivia Process Metalúrgicos SPA | Process for preparing a ferric nitrate reagent from copper raffinate solution and use of such reagent in the leaching and/or curing of copper substances |
NL2013407B1 (en) | 2014-09-03 | 2016-09-27 | Elemetal Holding B V | Process and apparatus for metal refining. |
CN110216018A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-10 | 西北矿冶研究院 | 一种高泥细粒氧化铜矿的选矿方法 |
CN114717413A (zh) * | 2022-05-09 | 2022-07-08 | 惠州市华盈科技有限公司 | 一种废铜料高压氧浸湿处理炼铜工艺 |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
BE815657R (fr) * | 1974-05-29 | 1974-09-16 | Procede pour la lixiviation au chlore | |
US4023964A (en) * | 1974-05-15 | 1977-05-17 | Societe Miniere Et Metallurgique De Penarroya | Method of obtaining copper from copper-bearing ores |
US6007600A (en) * | 1997-08-29 | 1999-12-28 | Outokumpu Oyj | Method for producing copper in hydrometallurgical process |
Family Cites Families (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3476553A (en) * | 1965-02-10 | 1969-11-04 | Armour & Co | Precipitate flotation process |
FR2271298B1 (ru) * | 1974-05-15 | 1978-08-04 | Penarroya Miniere Metallurg | |
FR2271303B1 (ru) * | 1974-05-15 | 1976-12-24 | Penarroya Miniere Metallurg | |
US4082629A (en) * | 1977-02-28 | 1978-04-04 | Cominco Ltd. | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide |
US4272492A (en) * | 1979-05-31 | 1981-06-09 | Jensen Wayne H | Selective extraction and recovery of copper |
US4594132A (en) * | 1984-06-27 | 1986-06-10 | Phelps Dodge Corporation | Chloride hydrometallurgical process for production of copper |
DE59106341D1 (de) * | 1990-05-02 | 1995-10-05 | Pacesetter Ab | Silberchlorid-Bezugselektrode. |
JP4547852B2 (ja) * | 2002-09-04 | 2010-09-22 | 富士ゼロックス株式会社 | 電気部品の製造方法 |
-
2002
- 2002-10-15 FI FI20021827A patent/FI115534B/fi not_active IP Right Cessation
-
2003
- 2003-09-30 EA EA200500341A patent/EA007523B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2003-09-30 CN CNB038240165A patent/CN100366767C/zh not_active Expired - Fee Related
- 2003-09-30 MX MXPA05003652A patent/MXPA05003652A/es active IP Right Grant
- 2003-09-30 WO PCT/FI2003/000708 patent/WO2004035840A1/en not_active Application Discontinuation
- 2003-09-30 BR BRPI0315211-1B1A patent/BR0315211B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2003-09-30 AR ARP030103565A patent/AR041445A1/es not_active Application Discontinuation
- 2003-09-30 AU AU2003264661A patent/AU2003264661B8/en not_active Ceased
- 2003-09-30 US US10/531,363 patent/US7547348B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2003-10-09 PE PE2003001027A patent/PE20040428A1/es active IP Right Grant
-
2005
- 2005-02-23 ZA ZA2005/01592A patent/ZA200501592B/en unknown
- 2005-03-21 ES ES200500652A patent/ES2265265B2/es active Active
Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4023964A (en) * | 1974-05-15 | 1977-05-17 | Societe Miniere Et Metallurgique De Penarroya | Method of obtaining copper from copper-bearing ores |
BE815657R (fr) * | 1974-05-29 | 1974-09-16 | Procede pour la lixiviation au chlore | |
US6007600A (en) * | 1997-08-29 | 1999-12-28 | Outokumpu Oyj | Method for producing copper in hydrometallurgical process |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
DATABASE WPI Week 197442 Derwent Publications Ltd., London, GB; Class M25, AN 1974-72838V & BE 815657 A4 (FALCONBRIDGE NICKE MINES LTD) 16 September 1974 (1974-09-16), abstract * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
PE20040428A1 (es) | 2004-08-31 |
US7547348B2 (en) | 2009-06-16 |
ZA200501592B (en) | 2005-11-30 |
BR0315211B1 (pt) | 2014-08-26 |
FI20021827A (fi) | 2004-04-16 |
AU2003264661A1 (en) | 2004-05-04 |
FI20021827A0 (fi) | 2002-10-15 |
ES2265265A1 (es) | 2007-02-01 |
ES2265265B2 (es) | 2008-03-16 |
CN100366767C (zh) | 2008-02-06 |
US20060011014A1 (en) | 2006-01-19 |
CN1688728A (zh) | 2005-10-26 |
BR0315211A (pt) | 2005-08-16 |
AR041445A1 (es) | 2005-05-18 |
WO2004035840A1 (en) | 2004-04-29 |
MXPA05003652A (es) | 2005-11-17 |
AU2003264661B2 (en) | 2009-02-26 |
FI115534B (fi) | 2005-05-31 |
EA200500341A1 (ru) | 2005-12-29 |
AU2003264661B8 (en) | 2009-03-26 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU2006298627B2 (en) | Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching | |
RU2142518C1 (ru) | Способ выщелачивания никелево-медного штейна | |
US5487819A (en) | Production of metals from minerals | |
TW493008B (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
CA2454821C (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
FI125575B (en) | Recycling of solids in oxidative pressure extraction of metals using halide ions | |
AU2011228956B2 (en) | Method of processing nickel bearing raw material | |
EA013604B1 (ru) | Способ гидрометаллургической обработки сульфидного концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов | |
JPH08505902A (ja) | 複合鉱石から金属の湿式冶金回収方法 | |
AU2002329630A1 (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
EP3149214A1 (en) | Hydrometallurgical treatment of anode sludge | |
ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
JP2020105587A (ja) | 貴金属、セレン及びテルルを含む酸性液の処理方法 | |
US20070022843A1 (en) | Recovery of platinum group metals | |
EP1577408A1 (en) | Method for separating platinum group element | |
EP1623049A1 (en) | Recovery of platinum group metals | |
JP7498137B2 (ja) | ルテニウム及びイリジウムの分別方法 | |
RU2200132C1 (ru) | Способ извлечения и разделения металлов платиновой группы | |
EA009453B1 (ru) | Способ переработки сульфидных руд, содержащих драгоценные металлы | |
MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PC4A | Registration of transfer of a eurasian patent by assignment | ||
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): KZ |