EA013604B1 - Способ гидрометаллургической обработки сульфидного концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов - Google Patents

Способ гидрометаллургической обработки сульфидного концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов Download PDF

Info

Publication number
EA013604B1
EA013604B1 EA200701044A EA200701044A EA013604B1 EA 013604 B1 EA013604 B1 EA 013604B1 EA 200701044 A EA200701044 A EA 200701044A EA 200701044 A EA200701044 A EA 200701044A EA 013604 B1 EA013604 B1 EA 013604B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
copper
solution
nickel
concentrate
leaching
Prior art date
Application number
EA200701044A
Other languages
English (en)
Other versions
EA200701044A1 (ru
Inventor
Стиг-Эрик Хультхольм
Олли Хювяринен
Original Assignee
Ототек Оюй
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Ототек Оюй filed Critical Ототек Оюй
Publication of EA200701044A1 publication Critical patent/EA200701044A1/ru
Publication of EA013604B1 publication Critical patent/EA013604B1/ru

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
    • 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
    • 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
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0063—Hydrometallurgy
    • C22B15/0084—Treating solutions
    • C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
    • 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
    • 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
    • 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)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Данное изобретение относится к способу, посредством которого представляющие ценность металлы, содержащиеся в сульфидном, многокомпонентном концентрате, извлекают с использованием гидрометаллургической обработки. Одной из составляющих этого концентрата является сульфид меди, который выщелачивают с использованием раствора хлорид щелочного металла - хлорид меди(II). Сульфиды других представляющих ценность металлов, таких как цинк, никель, кобальт и свинец, выщелачивают перед выщелачиванием меди, причем каждый из них извлекают в виде отдельного продукта перед извлечением меди.

Description

Данное изобретение относится к способу, посредством которого представляющие ценность металлы, содержащиеся в сульфидном концентрате, извлекают из концентрата, который содержит несколько представляющих ценность металлов, с применением гидрометаллургической обработки. Одной из составляющих этого концентрата является сульфид меди, который выщелачивают раствором хлорид щелочного металла - хлорид меди(11). Сульфиды других представляющих ценность металлов, например цинка, никеля, кобальта и свинца, выщелачивают перед выщелачиванием меди и извлекают каждый из них в виде отдельного продукта перед извлечением меди.
В публикации патента США 6007600 описан способ, разработанный Отокумпу Оюй для гидрометаллургического получения меди из содержащего медь сырья, например медно-сульфидного концентрата. Согласно этому способу сырье выщелачивают в условиях противотока концентрированным раствором хлорид щелочного металла - хлорид меди(11) в несколько стадий с образованием раствора хлорида меди(1). Поскольку всегда имеются как хлорид двухвалентной меди, так и примеси, образованные из других металлов, остающиеся в растворе, этот раствор подвергают восстановлению двухвалентной меди и очистке раствора. Из чистого раствора хлорида меди(1) посредством гидроксида щелочного металла осаждают оксид меди(1), и этот оксид восстанавливают далее до элементарной меди. Раствор хлорида щелочного металла, полученный в ходе осаждения оксида меди(1), обрабатывают далее хлорнощелочным электролизом, а полученные в этом процессе газообразный хлор и/или раствор хлорида используют для выщелачивания сырья; гидроксид натрия, полученный при электролизе, используют для осаждения оксида, а полученный водород - для восстановления меди до элементарного состояния. Этот способ называется процессом НубгоСоррег™. Патентная заявка США 6007600 относится к способу извлечения меди в целом, но она относится в основном к чистым концентратам сульфида меди.
В патентной заявке США 5487819 описан способ, разработанный Интек Лимитед для гидрометаллургического получения меди из такого сырья, как сульфидный концентрат, который содержит медь и, возможно, другие представляющие ценность материалы. Согласно этому способу сырье выщелачивают в несколько стадий в режиме противотока раствором хлорид натрия - хлорид меди. Если кроме сульфида меди в сырье присутствуют другие сульфиды, то согласно способу, эти другие сульфиды выщелачивают на первой стадии выщелачивания, и с этой стадии раствор удаляют для дальнейшей обработки. Выщелачивание нерастворившегося сырья продолжают с образованием раствора хлорида меди(1) и осадка, содержащего железо и серу. Дальнейшая обработка раствора, выходящего с первой стадии, включает сгущение и после фильтрации удаление, например, серебра и ртути. На второй стадии известными способами удаляют железо, мышьяк, висмут, ртуть, сурьму и т.д. Если раствор включает свинец и цинк, то сначала извлекают свинец отдельным процессом электролиза, а затем из раствора другим процессом электролиза выделяют цинк. Согласно этой публикации при обоих электролизах металл получают на катоде и его счищают с катода таким образом, что как свинец, так и цинк удаляют в виде частиц со дна ванны.
Получение цинка и свинца электролизом, в ходе которого металл получается в виде частиц, возможно, не применяют в коммерческом масштабе. В каждом случае имеются сложности в его осуществлении. Этот способ также включает несколько галогенидов в растворе, поступающем на электролиз, которые в ходе электролиза образуют галогенные комплексы, такие как ВгС12 -. Хотя образование бромидных комплексов имеет преимущества с точки зрения выщелачивания сырья, оно приводит к значительным проблемам, связанным с гигиеной труда.
Задачей способа по данному изобретению является извлечение из сульфидного концентрата по меньшей мере одного из других представляющих ценность металлов, содержащихся в концентрате в дополнение к меди. Это извлечение другого представляющего ценность металла происходит в сульфатной среде в виде технически осуществимого дополнительного процесса, связанного с процессом извлечения меди, который не вызывает проблем, относящихся к окружающей среде или коррозии оборудования.
Из формулы изобретения очевидны существенные признаки данного изобретения.
Данное изобретение относится к способу извлечения меди и по меньшей мере одного из других представляющих ценность металлов из концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов, посредством гидрометаллургической обработки. Эти другие представляющие ценность металлы, содержащиеся в концентрате, включают по меньшей мере один из следующих: цинк, никель, свинец и кобальт. Концентрат сначала направляют на обработку выщелачиванием, где по меньшей мере один представляющий ценность металл, отличный от меди, выделяют из указанного концентрата предпочтительно в сульфатной среде.
На стадиях извлечения этого другого представляющего ценность металла сульфид меди остается в значительной степени нерастворенным, и его направляют на выщелачивание, где его выщелачивают концентрированным раствором хлорид щелочного металла - хлорид меди(11), и полученный раствор хлорида меди(1) очищают от примесей. Оксид меди(1) осаждают из раствора хлорида меди(1) посредством гидроксида щелочного металла. Образованный в ходе осаждения оксида меди(1) раствор хлорида щелочного металла направляют на хлорно-щелочной электролиз для получения хлора, гидроксида щелочного металла и водорода, необходимых для выщелачивания исходного материала и получения меди. Полученный оксид меди(1) восстанавливают соответствующим способом до металлической меди.
- 1 013604
Перечень чертежей
Фиг. 1 изображает технологическую схему примера реализации данного изобретения, в котором обрабатывают сульфидный медно-цинковый концентрат, и фиг. 2 - технологическую схему другого примера реализации данного изобретения, в котором обрабатывают медно-никелевый концентрат.
Данное изобретение относится к способу, посредством которого из сульфидного концентрата извлекают по меньшей мере еще один представляющий ценность металл в дополнение к меди. Этот другой представляющий ценность металл является по меньшей мере одним из следующей группы: цинк, никель, свинец и кобальт. Этот концентрат может также содержать благородные металлы (золото или металлы платиновой группы (МИГ), то есть в основном платину и палладий).
Если речь идет о концентрате сульфидов меди-цинка, то количество меди обычно составляет примерно в два или даже в три раза больше, чем количество цинка. Этот тип концентрата имеет, например, следующий состав: Си 14%, Ζη 3,4%, Ее 35%, 8 42%, РЬ 0,5%, 0,3% и 8Ь 0,1%. Фиг. 1 изображает схему выщелачивания содержащего цинк медно-цинкового концентрата. Концентрат в целом сначала направляют на стадию 1 выщелачивания цинкового концентрата, которое предпочтительно основано на сульфате. Выщелачивание проводят водным раствором, выходящим с экстракции цинка, то есть раствором рафината, концентрация серной кислоты в котором определяется в соответствии с количеством экстрагированного цинка и находится в диапазоне 40-50 г/л. Выщелачивание проходит в атмосферных условиях при температуре в диапазоне от 80°С до температуры кипения раствора, или же при 100-150°С в условиях повышенного давления. На эту стадию подают газ-окислитель, например воздух или кислород, и это повышает окислительно-восстановительный потенциал раствора до величины в диапазоне 350-450 мВ относительно Ад/АдС1 электрода. Цинк растворяется в виде сульфата цинка, и в то же время также может раствориться небольшая часть железа и меди из концентрата. Однако в этих условиях большая часть сульфида меди остается нерастворенной, как и любые благородные металлы, которые могут содержаться в концентрате. Выщелачивание проводят, по необходимости, в одну или несколько стадий. Предпочтительно проводить удаление 2 железа из полученного раствора, используя, например, известняк; при этом получают осадок, который содержит гетит, ЕеООН, и гипс, Са8О4-2Н2О. Этот осадок удаляют из технологического процесса.
Чтобы очистить полученный раствор сульфата цинка от других металлов, раствор направляют на жидкостную экстракцию. Экстракцию проводят с использованием какого-либо известного экстрагента, который является селективным по отношению к цинку. Одним из таких экстрагентов является, например, ди-(2-этилгексил)фосфорная кислота (Д2ЭГФК).
Экстракция может быть одностадийной или предпочтительно двухстадийной, как показано на фиг.
1. На этом чертеже экстракционный раствор показан пунктирной линией, а водный раствор - сплошной линией. Большую часть водного раствора или рафината, выходящего с первой экстракционной стадии 3, направляют обратно на выщелачивание 1 цинкового концентрата. При двухстадийной экстракции часть водного потока, который подают на вторую экстракционную стадию 4, предпочтительно нейтрализовать перед этой второй экстракционной стадией, так как в ходе экстракционных реакций в растворе образуется кислота. Нейтрализацию 5 проводят с использованием какой-либо подходящей щелочи, например известняка или щелока. Раствор рафината содержит также небольшое количество других растворенных металлов, например никеля, кобальта и меди. Если количество этих металлов в растворе, возвращающемся со стадии экстракции, увеличивается, предпочтительно поток водного раствора отбирать с конечной стадии экстракции, подавать нейтрализующий агент и осаждать 6 металлы. Никель-кобальтовый осадок, образованный при осаждении, направляют далее на обработку, и если в нем имеется значительное количество меди, то этот осадок можно направить на процесс выщелачивания меди.
Предпочтительно направить обогащенный цинком экстракционный раствор на промывку 7, где его промывают разбавленным раствором серной кислоты для удаления металлов, критических для электролиза цинка. Водный раствор, выходящий со стадии промывки, направляют на выщелачивание общего количества концентрата, а экстракционный раствор - на реэкстракцию (йпрршд) 8. При реэкстракции цинк экстрагируют из экстракционного раствора в анолит для электролиза цинка, или в возвратную кислоту, а полученный чистый водный раствор сульфата цинка направляют на электролиз 9. После реэкстракции экстракционный раствор снова направляют обратно, на стадию экстракции. Цинк получают при электролизе в виде металла, в катодной форме.
Получение цинка в сульфатной среде является хорошо известным и подходящим способом, и сочетание его с получением меди в хлоридной среде не вызывает никаких сложностей.
Извлечение меди из преимущественно сульфидного сырья, из которого выщелочен цинк, осуществляют предпочтительно с помощью способа НубгоСоррег. В этом случае выщелачивание концентрата проводят в виде противоточного выщелачивания 10 концентрированным раствором хлорид щелочного металла - хлорид меди(11). В ходе реакций, протекающих при выщелачивании, соединения, содержащиеся в концентрате, разлагаются, и в результате этих реакций образованные элементарная сера и соединения железа, а также золото и МИГ остаются в осадке. Раствор хлорида меди(1), который образуется при выщелачивании, очищают от примесей. При очистке 11 раствора цинк и свинец, которые растворились
- 2 013604 вместе с медью, осаждают из раствора известными способами. Оксид меди(1) осаждают из чистого раствора хлорида меди(1) с помощью гидроксида щелочного металла на стадии 12 осаждения. Раствор хлорида щелочного металла, образованный при осаждении оксида меди(1), направляют на хлорно-щелочной электролиз 13 для получения хлора, гидроксида щелочного металла и водорода, необходимых для выщелачивания исходного сырья и получения меди. Полученный оксид меди(1) восстанавливают 14 соответствующим образом до металлической меди. Если в многокомпонентном концентрате присутствуют благородные металлы, особенно золото, можно также извлечь их, например, способом, описанным в патентной заявке \¥О 03/091463, которая относится к процессу НубгоСоррег.
Если многокомпонентный концентрат дополнительно к меди содержит главным образом никель, соотношение меди и никеля в этом концентрате обычно составляет около 2:1. Такой концентрат имеет состав, например, Си 8,3%, N1 4,1%, Со 0,15%, Ее 38% и 8 27%. Никель также можно извлечь из общего концентрата с помощью соответствующей предварительной обработки перед фактическим извлечением меди, и это представлено на технологической схеме фиг. 2. Содержащий никель концентрат часто содержит также кобальт, и кобальт следует за никелем в раздельных стадиях их извлечения. Предпочтительно направлять этот концентрат на стадию 15 выщелачивания под давлением, которая протекает в сульфатной среде, где температуру поддерживают примерно между 110 и 150°С. Окислительные условия регулируют в начале стадии выщелачивания посредством содержащего кислород газа таким образом, что парциальное давление кислорода предпочтительно составляет около 0,2-0,5 МПа (2-5 бар). Конечную стадию выщелачивания регулируют так, чтобы она не была окислительной, так что медь, которая растворилась в окислительных условиях, реагирует с оставшимися нерастворенными сульфидами. В результате никель и железо растворяются, а медь снова выпадает в конечный осадок.
Регулирование стадии выщелачивания происходит путем измерения окислительновосстановительного потенциала. На начальной стадии выщелачивания этот потенциал регулируют так, чтобы он находился в диапазоне 450-550 мВ относительно Ад/АдС1 электрода, посредством подачи кислорода. Часть меди также растворяется в окислительных условиях. Растворенную медь осаждают на конечной стадии выщелачивания под давлением путем снижения окислительно-восстановительного потенциала до значения между 350 и 450 мВ. Потенциал снижают путем прекращения подачи кислорода в автоклав. В конце стадии выщелачивания температуру повышают таким образом, чтобы общее давление оставалось прежним несмотря на то, что прекратили подачу кислорода. На практике температуру повышают до значения 135-150°С. Осадок, который получается при выщелачивании, направляют в процесс получения меди.
Выщелачивание под давлением в сульфатной среде не вызывает каких-либо коррозионных проблем для оборудования, которые возникают при выщелачивании под давлением в хлоридной среде.
Очистку 16 раствора проводят с раствором, содержащим сульфат никеля, сульфат кобальта и сульфат железа, и она представляет собой в основном стадию удаления железа. Ее проводят окислением железа до трехвалентного состояния с использованием воздуха или кислорода с последующим осаждением железа из раствора путем нейтрализации раствора. Подходящим нейтрализующим агентом является, например, известняк, или известковое молоко, или же другая подходящая щелочь. Осаждение железа происходит при значении рН около 3.
После осаждения железа из раствора извлекают никель и кобальт. Одним из способов извлечения никеля и кобальта является осаждение, при котором в раствор подают какой-либо осаждающий агент. Предпочтительным осаждающим агентом является известковое молоко, Са(ОН)2, с помощью которого рН повышают до значения около 7, и таким образом никель и кобальт выделяют в виде гидроксида никеля-кобальта. Гипс, который образуется одновременно, является крупнокристаллическим и отделяется от гидроксида в циклоне. Осаждение можно также осуществить содой, №2СО3, при этом никель и кобальт осаждают в виде карбонатов.
Извлечение меди из осадка происходит таким же образом, способом НубгоСоррег, как описано выше в связи с обработкой общего медно-цинкового концентрата, и этот способ 18 НубгоСоррег не показан подробно на этой технологической схеме.
Свинец также часто присутствует в никель-медных концентратах и в медных концентратах. При сульфатном выщелачивании свинец, содержащийся в концентрате, растворяется и одновременно осаждается в виде сульфата свинца. Сульфат свинца растворяется в процессе выщелачивания НубгоСоррег. Свинец можно извлечь в НубгоСоррег процессе очистки раствора посредством кристаллизации при охлаждении на первой стадии очистки раствора.
Примеры
Пример 1. Сульфидный концентрат с составом 12,6% Си, 10,2% Ζη, 26,8% Ее и 40% 8 плюс 1,2% РЬ, 0,3% А§ и 0,1% 8Ь обрабатывали с применением способа по данному изобретению. Концентрат выщелачивали при температуре 90°С и окислительно-восстановительном потенциале 400 мВ относительно Ад/АдС1, который поддерживали путем продувки содержащего кислород газа. Результаты показывают, что цинк выщелачивался особенно хорошо, и только небольшая часть серы окислилась до сульфата, в то время как большая часть серы, связанной с сульфидом цинка, образовывала элементарную серу. Скорость реакции в реакторе, снабженном хорошим перемешиванием, была высокой, и выход реакции по
- 3 013604 цинку был свыше 90% уже через 12 ч. Состав осадка после выщелачивания был следующим: Си 14%, Ζη 0,1%, Ее 30%, δ 44%. Содержание Ζη в выходящем со стадии экстракции растворе, который применяли для выщелачивания, то есть рафинате, составляло 40 г/л, концентрация серной кислоты 40 г/л, а его количество - 4 л/кг концентрата. Выщелачивание давало раствор с содержанием Ζη 65 г/л, содержанием Ее 0,9 г/л и концентрацией Η2δΟ4 около 2 г/л. Удаление железа также проводили в растворе, в который добавили тонкоизмельченный известняк, который полностью осаждал железо. Необходимое количество составляло 22 г/кг концентрата.
При экстракции около 40% цинка экстрагировали на первой стадии экстракции без нейтрализации, после чего большую часть водного раствора перекачали снова на выщелачивание, а меньшую часть, количество которой в значительной степени определяется содержаниями кобальта и никеля (то есть в данном случае очень небольшое количество) направляли на вторую стадию экстракции, где был экстрагирован весь оставшийся цинк. Перед второй стадией экстракции водный раствор нейтрализовали щелочью, ΝαΟΗ, или известняком, СаСО3. После первой стадии экстракции содержание Ζη в экстракционном растворе составляло 40 г/л.
На обеих стадиях экстракции температуру поддерживали на значении около 50°С. Высокая температура способствует реакциям экстракции, особенно при реэкстракции. Д2ЭГФК устойчива при очень высокой температуре, и ее увеличение ограничено главным образом испарением растворителя. Органические растворы с обеих стадий экстракции были объединены и промыты разбавленным раствором серная кислота - вода для удаления кобальта и никеля. Промывной раствор перекачивали на выщелачивание концентрата. После промывки содержащий цинк органический раствор направляли на реэкстракцию, где цинк был выделен из этого органического раствора в возвратную кислоту после электролиза цинка. Органический раствор после реэкстракции возвращали на стадии экстракции. При электролизе цинка на килограмм концентрата было получено 100 г сверхчистого катодного цинка, то есть почти такое же количество, которое было экстрагировано и направлено в процесс в виде концентрата. Рафинат со второй стадии экстракции, который содержит никель и кобальт, а также другие примеси, направляли на осаждение гидроксидом. Никель, кобальт и другие катионы металлов, такие как медь, были осаждены щелочью. Необходимое количество щелочи было небольшим.
При выщелачивании возникал осадок, который содержал медь, железо, свинец, мышьяк, сурьму, МИГ и небольшое количество цинка из концентрата. Большая часть серы представляла собой сульфидную серу, а некоторое количество присутствовало также в виде элементарной серы. Некоторое количество железа находилось в виде гетита или гематита, а минералы, содержащие кремний, оставались практически неизменными. Медь извлекали из этого сульфидного материала с использованием процесса НубгоСоррег. Свинец и цинк растворялись при выщелачивании НубгоСоррег дополнительно к меди. Свинец отделяли кристаллизацией из раствора хлорида меди(1). Цинк осаждали в виде карбоната, используя карбонат натрия. После промывки осадок направляли на выщелачивание цинка. Оксид меди(1) осаждали из очищенного раствора хлорида меди(1) и восстанавливали водородом в печи до медного порошка. На килограмм концентрата было получено 122 г медного порошка.
Серу и МПГ отделяли флотацией от силикатов и оксидов железа. Полученный концентрат серы обрабатывали сначала, отделяя большую часть серы, а затем повторным выщелачиванием, после чего растворы возвращали в начало процесса. Концентрат МИГ, который имел следующий состав: МИГ 20%, Аи 2%, Си 10%, Ее 14%, легко продать для дальнейшей переработки или переработать в чистые металлы. Количество его составляло 0,05 г/кг концентрата.
Пример 2. Сульфидный концентрат с составом 8,2% Си, 4,1% N1, 0,15% Со, 39% Ее и 27% δ плюс 27 ч./млн (ррт) МИГ, обрабатывали способом по данному изобретению. Концентрат выщелачивали разбавленным раствором серной кислоты при температуре 115°С и окислительно-восстановительном потенциале 500 мВ относительно Ад/АдС1, который поддерживали продувкой кислорода с парциальным давлением около 0,2 МПа (2 бар) (общее давление около 0,3-0,4 МПа (3-4 бар)). Концентрация серной кислоты в подаваемом растворе составляла 10 г/л, а количество его - 2,5 л/кг концентрата. Выщелачивание продолжали при прекращении подачи кислорода, так что парциальное давление кислорода снижалось, но общее давление оставалось таким же, поскольку температуру можно было повысить до 140°С. Медь, которая уже растворилась на этой стадии, реагировала с сульфидом никеля, образуя сульфид меди типа дигенита. Результаты показывали, что никель можно выщелачивать очень хорошо, так как только небольшая часть никеля оставалась нерастворенной, и оставался раствор лишь с небольшим содержанием меди. Связанная с никелем сера большей частью окисляется до сульфата. Некоторое количество серы, связанной с железом, образует элементарную серу. В этой реакции пирит не растворялся.
Скорость реакции в автоклаве, обеспеченном хорошим перемешиванием, например в автоклаве ОКТОР™, была высокой, и выход реакции по никелю составлял свыше 90% лишь через 8 ч. Состав осадка после выщелачивания был следующим: Си 8%, N1 0,1%, Со 0,05%, Ее 30%, δ 44%. При выщелачивании получали раствор с содержанием N1 15 г/л, содержанием Со 0,5 г/л, содержанием Ее 0,9 г/л, содержанием Си 1 г/л и концентрацией серной кислоты около 6 г/л.
При очистке раствора, то есть удалении железа, к раствору, выходящему из автоклава, добавляли тонкоизмельченный известняк, что давало возможность повысить рН раствора до 3. При этом значении рН
- 4 013604 железо полностью осаждалось, а количество необходимого известняка составляло 22 г/кг концентрата.
Очищенный раствор, который содержал никель и кобальт, а также небольшое количество меди, направляли на осаждение гидроксида. Никель, кобальт, медь и другие катионы металлов осаждали известью, что позволяло повысить рН раствора до 7. Количество необходимой извести составляло 43 г СаО/кг концентрата, большая часть которой использовалась для осаждения никеля; на килограмм концентрата получали 170 г гидроксидного осадка. Полученный при осаждении гипс отделяли от гидроксида с использованием циклона. Гидроксидный осадок содержал 52% N1, 3,5% Си, 2% Со и 3% Са. Гипсовый осадок содержал 21% Са, 2,3% N1.
Осадок после выщелачивания получали при выщелачивании под давлением; он содержал медь, железо, никель и небольшое количество кобальта, мышьяка, сурьмы и МИГ из концентрата. Большая часть серы представляла собой сульфидную серу, а часть - элементарную серу. Некоторое количество железа присутствовало в виде гетита или гематита, а содержащие кремний минералы оставались почти неизменными. Медь извлекали из этого сульфидного материала с использованием процесса НубгоСоррег. Никель и кобальт растворяли на стадии выщелачивания концентрата процесса НубгоСоррег, и их осаждали в ходе очистки раствора в виде карбонатов, с использованием карбоната натрия. После промывки образованный осадок снова направляли на выщелачивание никеля из концентрата. Оксид меди(1) осаждали из очищенного раствора хлорида меди(1) и восстанавливали водородом в печи до медного порошка. На килограмм концентрата было получено 79 г медного порошка.
Серу и МПГ отделяли флотацией от силикатов и оксидов железа. Полученный концентрат серы обрабатывали сначала отделением большей части серы, а затем повторным выщелачиванием, после чего растворы возвращали в начало процесса. Концентрат МИГ, который имел следующий состав: МИГ 20%, Аи 2%, Си 10%, Ре 14%, легко продать для дальнейшей переработки или переработать до чистых металлов. Количество его составляло 0,13 г/кг концентрата.

Claims (9)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ извлечения меди и никеля из медно-никелевого сульфидного концентрата, отличающийся тем, что этот концентрат сначала выщелачивают в сульфатной среде в окислительных условиях под давлением при температуре 110-150°С для выщелачивания никеля из концентрата в виде сульфата никеля, так что медь в концентрате остается в основном нерастворенной, при этом температуру в начале стадии выщелачивания регулируют в диапазоне 110-130°С, а окислительно-восстановительный потенциал выщелачивателя регулируют до значения 450-550 мВ относительно Ад/АдС1 электрода путем подачи на этой стадии окислительного газа, а в конце этой стадии окислительно-восстановительный потенциал выщелачивателя регулируют до значения от 350 до 450 мВ путем прекращения подачи кислорода, так что медь, которая растворилась в начале выщелачивания, осаждается, после чего медь выделяют с помощью выщелачивания на основе хлорида.
  2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что парциальное давление кислорода в начале стадии выщелачивания регулируют до значения от 0,2 до 0,5 МИа (2-5 бар), а итоговое давление в конце стадии выщелачивания регулируют так, что оно остается неизменным, путем повышения температуры до значения от 135 до 150°С.
  3. 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что раствор сульфата никеля, полученный после выщелачивания, очищают путем окисления железа, которое содержится в этом растворе, до трехвалентного и нейтрализации раствора до значения рН около 3, при этом железо осаждается.
  4. 4. Способ по п.3, отличающийся тем, что в качестве агента нейтрализации и осаждения используют известняк.
  5. 5. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что никель извлекают из раствора сульфата никеля путем нейтрализации раствора до значения рН около 7, при этом никель осаждается.
  6. 6. Способ по п.3 или 5, отличающийся тем, что в качестве агента нейтрализации и осаждения используют известковое молоко.
  7. 7. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что никель извлекают из раствора сульфата никеля посредством карбонатного осаждения.
  8. 8. Способ по любому из пп.1-7, отличающийся тем, что медно-никелевый концентрат содержит также кобальт, который растворяют и соосаждают с никелем.
  9. 9. Способ по любому из пп.1-8, отличающийся тем, что осадок, который остается нерастворенным при выщелачивании концентрата, направляют на выщелачивание, при котором его выщелачивают в режиме противотока концентрированным раствором хлорид щелочного металла-хлорид меди(11); полученный раствор хлорида меди(1) очищают от примесей, из раствора осаждают оксид меди(1) посредством гидроксида щелочного металла, а образованный раствор хлорида щелочного металла направляют на хлорно-щелочной электролиз для получения хлора, гидроксида щелочного металла и водорода, необходимых для выщелачивания медного концентрата и получения меди, а образованный оксид меди(1) восстанавливают до металлической меди.
    - 5 013604
EA200701044A 2004-12-28 2005-12-21 Способ гидрометаллургической обработки сульфидного концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов EA013604B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20041673A FI117389B (fi) 2004-12-28 2004-12-28 Menetelmä useampia arvometalleja sisältävän sulfidirikasteen hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi
PCT/FI2005/000542 WO2006070052A1 (en) 2004-12-28 2005-12-21 Method for the hydrometallurgical treatment of sulfide concentrate containing several valuable metals

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA200701044A1 EA200701044A1 (ru) 2008-02-28
EA013604B1 true EA013604B1 (ru) 2010-06-30

Family

ID=33548033

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA200701044A EA013604B1 (ru) 2004-12-28 2005-12-21 Способ гидрометаллургической обработки сульфидного концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов

Country Status (17)

Country Link
US (1) US7749302B2 (ru)
EP (1) EP1834001B1 (ru)
CN (1) CN100471967C (ru)
AR (1) AR051874A1 (ru)
AT (1) ATE488609T1 (ru)
AU (1) AU2005321200B2 (ru)
BR (1) BRPI0519781A2 (ru)
CA (1) CA2591887C (ru)
DE (1) DE602005024860D1 (ru)
EA (1) EA013604B1 (ru)
ES (1) ES2356720T3 (ru)
FI (1) FI117389B (ru)
MX (1) MX2007007890A (ru)
PE (1) PE20060800A1 (ru)
PT (1) PT1834001E (ru)
WO (1) WO2006070052A1 (ru)
ZA (1) ZA200704666B (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2667192C1 (ru) * 2017-10-04 2018-09-17 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное предприятие КВАЛИТЕТ" ООО "НПП КВАЛИТЕТ" Способ переработки сульфидных полиметаллических материалов, содержащих платиновые металлы (варианты)
RU2707457C1 (ru) * 2019-07-05 2019-11-26 Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" Способ переработки концентратов на основе железа, содержащих металлы платиновой группы

Families Citing this family (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU2007249176B2 (en) 2006-05-12 2011-09-08 Consolidated Nominees (Pty) Ltd Chloride heap leaching
FI119819B (fi) * 2007-09-07 2009-03-31 Outotec Oyj Menetelmä kuparirikasteen laadun parantamiseksi
FI120406B (fi) * 2007-10-16 2009-10-15 Outotec Oyj Menetelmä sinkkiä ja kuparia sisältävän sulfidisen materiaalin hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi
FI121470B (fi) * 2009-03-27 2010-11-30 Outotec Oyj Laitteisto ja menetelmä kuparia sisältävän orgaanisen uuttoliuoksen puhdistamiseksi epäpuhtauksista
CN102345013B (zh) * 2010-08-06 2013-03-06 沈阳有色金属研究院 一种氯化亚铜转化为氧化亚铜-还原熔炼生产粗铜的方法
CN102465202B (zh) * 2010-11-12 2013-10-23 深圳市格林美高新技术股份有限公司 一种硫化钴铜矿处理方法
FI122781B (fi) * 2011-03-01 2012-06-29 Outotec Oyj Menetelmä kuparituotteen valmistamiseksi
CN103540743B (zh) * 2012-07-13 2015-06-03 张超 一种金属硫化物的湿法冶炼方法
US9499420B2 (en) 2012-11-06 2016-11-22 Thatcher Company, Inc. Formulations and methods for removing heavy metals from waste solutions containing chelating agents
CA2973612C (en) 2015-04-17 2019-01-15 University Of British Columbia Process for leaching metal sulfides with reagents having thiocarbonyl functional groups
CN105087919B (zh) * 2015-10-07 2017-04-19 惠安县安保渔船交易服务中心 旋风分离氨无泄漏式铜矿高效化合浸出装置
PE20240830A1 (es) 2016-10-19 2024-04-22 Jetti Resources Llc Procesos para lixiviar sulfuros metalicos con reactivos que tienen grupos funcionales tiocarbonilo
CN106756069A (zh) * 2017-02-08 2017-05-31 陕西理工学院 一种从锌冶炼废渣中回收有价金属的方法
PE20211138A1 (es) * 2018-11-14 2021-06-25 Nova Mineralis S A Metodo solido-liquido-solido para la solubilizacion de minerales y concentrados de cobre, independiente del potencial redox y con bajo consumo de agua y acido
CN110563021B (zh) * 2019-10-16 2023-04-07 大冶有色金属有限责任公司 一种无害化处理回收碱式氯化铜的方法及装置
CN110551901B (zh) * 2019-10-18 2021-05-18 广西森合高新科技股份有限公司 从尾液中回收铜、铅的方法及金精矿提金工艺产生的浸出尾液的处理方法
CN112458293A (zh) * 2020-11-17 2021-03-09 湖南仁发材料科技有限公司 一种氯浸置换尾液内有价金属的回收方法
US11584975B1 (en) * 2021-08-26 2023-02-21 Sherritt International Corporation Integrated pressure oxidative leach of copper sulphidic feed with copper heap leach

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4063933A (en) * 1976-07-02 1977-12-20 Texasgulf Canada Ltd. Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
US4337226A (en) * 1981-02-11 1982-06-29 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of platinum-group metals from ores
US4571262A (en) * 1984-10-24 1986-02-18 Sherritt Gordon Mines Limited Recovery of platinum group metals from nickel-copper-iron matte
US5344479A (en) * 1992-03-13 1994-09-06 Sherritt Gordon Limited Upgrading copper sulphide residues containing nickel and arsenic
US5487819A (en) * 1992-06-26 1996-01-30 Intec Pty Ltd Production of metals from minerals
US6007600A (en) * 1997-08-29 1999-12-28 Outokumpu Oyj Method for producing copper in hydrometallurgical process

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1937633A (en) * 1931-03-18 1933-12-05 Niels C Christensen Process of treating zinc ores
FR2325723A1 (fr) * 1975-09-26 1977-04-22 Asturienne Mines Comp Royale Procede de revalorisation de residus de metallurgie electrolytique du zinc par recuperation des metaux contenus
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
ES8204696A1 (es) * 1981-07-24 1982-05-16 Martin San Lorenzo Daniel Procedimiento para la produccion de cinc electrolitico o de sales de cinc de alta pureza a partir de materias primas se-cundarias de cinc
CA1195846A (en) * 1982-06-03 1985-10-29 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
WO1988003911A1 (en) * 1986-11-26 1988-06-02 Resource Technology Associates Process for recovering metal values from jarosite solids
USRE37251E1 (en) * 1993-07-29 2001-07-03 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
FI110953B (fi) * 2001-10-24 2003-04-30 Outokumpu Oy Menetelmä liuoksen puhdistamiseksi kuparin hydrometallurgisessa prosessissa
FI113667B (fi) 2002-04-23 2004-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä kullan talteenottamiseksi

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4063933A (en) * 1976-07-02 1977-12-20 Texasgulf Canada Ltd. Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
US4337226A (en) * 1981-02-11 1982-06-29 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of platinum-group metals from ores
US4571262A (en) * 1984-10-24 1986-02-18 Sherritt Gordon Mines Limited Recovery of platinum group metals from nickel-copper-iron matte
US5344479A (en) * 1992-03-13 1994-09-06 Sherritt Gordon Limited Upgrading copper sulphide residues containing nickel and arsenic
US5487819A (en) * 1992-06-26 1996-01-30 Intec Pty Ltd Production of metals from minerals
US6007600A (en) * 1997-08-29 1999-12-28 Outokumpu Oyj Method for producing copper in hydrometallurgical process

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2667192C1 (ru) * 2017-10-04 2018-09-17 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное предприятие КВАЛИТЕТ" ООО "НПП КВАЛИТЕТ" Способ переработки сульфидных полиметаллических материалов, содержащих платиновые металлы (варианты)
RU2707457C1 (ru) * 2019-07-05 2019-11-26 Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" Способ переработки концентратов на основе железа, содержащих металлы платиновой группы

Also Published As

Publication number Publication date
US20080170976A1 (en) 2008-07-17
BRPI0519781A2 (pt) 2009-03-17
CA2591887C (en) 2014-10-07
AU2005321200B2 (en) 2010-12-02
EP1834001B1 (en) 2010-11-17
ZA200704666B (en) 2008-08-27
EA200701044A1 (ru) 2008-02-28
FI20041673A (fi) 2006-06-29
ATE488609T1 (de) 2010-12-15
CN101090984A (zh) 2007-12-19
WO2006070052A1 (en) 2006-07-06
FI117389B (fi) 2006-09-29
MX2007007890A (es) 2007-10-08
AU2005321200A1 (en) 2006-07-06
DE602005024860D1 (de) 2010-12-30
CA2591887A1 (en) 2006-07-06
EP1834001A1 (en) 2007-09-19
PE20060800A1 (es) 2006-10-02
CN100471967C (zh) 2009-03-25
FI20041673A0 (fi) 2004-12-28
US7749302B2 (en) 2010-07-06
AR051874A1 (es) 2007-02-14
ES2356720T3 (es) 2011-04-12
PT1834001E (pt) 2011-01-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA013604B1 (ru) Способ гидрометаллургической обработки сульфидного концентрата, содержащего несколько представляющих ценность металлов
US5628817A (en) Method for leaching nickel-copper matte employing substantially neutral leaching solutions
RU2149195C1 (ru) Способ гидрометаллургического извлечения никеля из никелевых штейнов двух видов
US7615199B2 (en) Method for the recovery of valuable metals and arsenic from a solution
EP2543746A1 (en) Hydrometallurgical method for the recovery of zinc in a sulphur medium from sulphured zinc concentrates
WO2013030450A1 (en) Method for recovering metals from material containing them
CA2765926C (en) Method for leaching chalcopyrite concentrate
ZA200501592B (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
JP4511519B2 (ja) 向流リーチングによる亜鉛回収方法
JP5204402B2 (ja) 精鉱の生成方法
AU2002333937B2 (en) A method for purifying the solution in the hydrometallurgical processing of copper
JP7498137B2 (ja) ルテニウム及びイリジウムの分別方法

Legal Events

Date Code Title Description
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): AM AZ BY KG MD TJ TM

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 RU