FI119819B - Method for improving the quality of copper concentrate - Google Patents
Method for improving the quality of copper concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- FI119819B FI119819B FI20070684A FI20070684A FI119819B FI 119819 B FI119819 B FI 119819B FI 20070684 A FI20070684 A FI 20070684A FI 20070684 A FI20070684 A FI 20070684A FI 119819 B FI119819 B FI 119819B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- concentrate
- copper
- leaching
- process according
- zinc
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- 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
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0008—Preliminary treatment without modification of the copper constituent 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
-
- 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
Description
119819119819
MENETELMÄ KUPARIRIKASTEEN LAADUN PARANTAMISEKSI KEKSINNÖN ALAMETHOD FOR IMPROVING THE QUALITY OF COPPER CONCENTRATION FIELD OF THE INVENTION
Keksintö kohdistuu menetelmään pyrometallurgiseen käsittelyyn soveltuvan s kuparirikasteen valmistamiseksi rikasteesta, jossa on sinkkiä epäpuhtautena. Menetelmän mukaisesti sinkki liuotetaan rikasteesta rikkihappopitoisella liuoksella hapettavissa olosuhteissa atmosfäärisessä lämpötilassa ja paineessa. Liuotuksen lopussa olosuhteet säädetään sellaisiksi, että mahdollisesti liuennut kupari saostuu.The invention relates to a process for preparing a copper concentrate suitable for pyrometallurgical processing from a concentrate containing zinc as an impurity. According to the method, the zinc is dissolved from the concentrate in a solution containing sulfuric acid under oxidizing conditions at atmospheric temperature and pressure. At the end of the leaching, the conditions are adjusted so that any dissolved copper is precipitated.
1010
KEKSINNÖN TAUSTABACKGROUND OF THE INVENTION
Kompleksiset kuparisulfidirikasteet sisältävät kuparin lisäksi myös muita ei-rautametalleja kuten sinkkiä. Kun pyrometallurgiseen kuparin talteenottoon tarkoitettu sulfidirikaste sisältää esimerkiksi sinkkiä, se hankaloittaa 15 prosessia. Pyrometallurgisessa prosessissa rikasteen sisältämää sinkki haihtuu ja menee lentopölyyn sinkkioksidina, josta se pitää ottaa erikseen talteen. Nykyisin sulatot ottavat sakkomaksua rikasteen epäpuhtauksista esimerkiksi kuparirikasteen sinkkipitoisuus pitää olla alle 3%.Complex copper sulphide concentrates contain not only copper but also other non-ferrous metals such as zinc. When sulfide concentrate for pyrometallurgical copper recovery, for example, contains zinc, it complicates 15 processes. In the pyrometallurgical process, the zinc contained in the concentrate evaporates and enters the fly as zinc oxide, from which it must be recovered separately. Today, smelters charge fines for concentrate impurities, for example, the concentration of zinc in the copper concentrate must be less than 3%.
•j* 20 Ennestään tunnetaan useita tapoja erottaa sinkkiä kuparirikasteesta, s V: Selektiivisen vaahdotuksen käyttämistä erotukseen on kuvattu hyvin monissa• j * 20 There are several known prior art methods for separating zinc from copper concentrate, s V: The use of selective foaming for separation is described in very many
:e·*: patenttijulkaisuissa kuten esimerkiksi US 4,279,867, JP 59 160558 ja RU*: in patent publications such as US 4,279,867, JP 59 160558 and RU
2135298. Toisinaan kuitenkin malmin mineralogia on sellainen, että • *·· selektiiviselläkään vaahdotuksella ei päästä hyvään tulokseen.2135298. However, the mineralogy of the ore is sometimes such that, even with selective flotation, * * ·· does not produce good results.
• ·« • * 25• · «• * 25
Eräs toinen tapa on käsitellä rikastetta ensin sellaisessa lämpötilassa, että • : *** sinkki höyrystyy ja saadaan talteen sinkkioksidina, jonka jälkeen ··· :···: kuparirikaste voidaan jatkokäsitellä halutulla tavalla. Tällaista on kuvattu mm.Another way is to first treat the concentrate at a temperature such that: •: *** the zinc is evaporated and recovered as zinc oxide, after which ···: ···: the copper concentrate can be further processed as desired. Such has been described e.g.
:T: julkaisussa CN 1288966. Mikäli rikasteen jatkokäsittely tapahtuu 30 pyrometallurgisesti, menetelmä edellyttää kahden uuniyksikön rakentamista. Lisäksi haittana on rikkidioksidin muodostuminen, joka vaatii omat * käsittelylaitteistonsa.: T: in CN 1288966. If the concentrate is to be further processed on a pyrometallurgical basis, the process requires the construction of two furnace units. A further disadvantage is the formation of sulfur dioxide, which requires its own * treatment equipment.
·»· 2 119819 US-patenttijulkaisussa 4,260,588 on kuvattu tapa käsitellä kompleksista kuparisulfidirikastetta sen laadun parantamiseksi (upgrading). Siinä rikastetta liuotetaan kuparipitoisella kloridiliuoksella korotetussa lämpötilassa ja . s paineessa pH-arvossa noin 3. Liuotuksen tuloksena saadaan kuparia ja rautaa sisältävä sulfidirikaste ja kompleksirikasteen sisältämät muut ei-rautametallit kuten sinkki, nikkeli ja koboltti otetaan talteen liuoksesta. Menetelmä vaikuttaa varsin monimutkaiselta ja kalliilta. Haittana voidaan myös pitää, että rikasteesta pitää poistaa kloridit tarkkaan, etteivät ne aiheuta to ongelmia rikasteen jatkokäsittelyssä.U.S. Patent No. 4,260,588 to U.S. Patent No. 2,119,819 discloses a method for treating complex copper sulphide concentrate for upgrading. In it, the concentrate is dissolved in a solution of copper chloride at elevated temperature and. s at a pH of about 3. The leaching results in the recovery of the sulfide concentrate containing copper and iron and other non-ferrous metals such as zinc, nickel and cobalt in the complex concentrate. The method seems rather complicated and expensive. It may also be a disadvantage that the chloride must be carefully removed from the concentrate so that they do not cause problems in the further processing of the concentrate.
KEKSINNÖN TARKOITUSPURPOSE OF THE INVENTION
Keksinnön tarkoituksena on aikaansaada menetelmä sinkkiä sisältävän kuparisulfidirikasteen laadun parantamiseksi poistamalla sinkkiä rikasteesta, 15 jotta rikaste soveltuu hyvin kuparin pyrometallurgiseen talteenottoon.It is an object of the invention to provide a process for improving the quality of a zinc-containing copper sulphide concentrate by removing zinc from the concentrate so that the concentrate is well suited for the pyrometallurgical recovery of copper.
KEKSINNÖN YHTEENVETOSUMMARY OF THE INVENTION
Keksintö kohdistuu menetelmään sinkkiä sisältävän kuparisulfidirikasteen laadun parantamiseksi poistamalla sinkkiä rikasteesta, jotta rikaste soveltuu *|· 20 hyvin kuparin pyrometallurgiseen talteenottoon. Menetelmälle on tyypillistä, • · · · että sinkkiä poistetaan rikasteesta liuottamalla rikastetta rikkihappopitoisella : liuoksella atmosfäärisessä paineessa ja lämpötilassa aluksi hapettavissa olosuhteissa ja ennen liuotuksen päättymistä liuotusvaiheeseen johdetaan • ’·· pelkistävää ainetta liuenneen kuparin saostamiseksi.The invention relates to a process for improving the quality of a zinc-containing copper sulphide concentrate by removing zinc from the concentrate so that the concentrate is well suited for pyrometallurgical recovery of copper. The process is characterized in that the zinc is removed from the concentrate by dissolving the concentrate in a sulfuric acid solution: at atmospheric pressure and temperature, initially under oxidizing conditions and before completion of the dissolution, a reductant is introduced to precipitate dissolved copper.
• 1 2 3 · ϊ Ϊ 25• 1 2 3 · ϊ Ϊ 25
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että liuotusvaiheen lopus- ·· : ’·1 sa rikkihappopitoisuus säädetään alueelle 0-100 g/l, edullisesti 5 - 25 g/l.The process according to the invention is characterized in that at the end of the leaching step, the sulfuric acid content is adjusted to a range of 0 to 100 g / l, preferably 5 to 25 g / l.
• · · • · • · · · :T: Keksinnön mukaiselle menetelmälle on myös tyypillistä, että liuotus- !1.[/· 30 vaiheeseen syötetään hapetinta.It is also typical of the process according to the invention that the oxidant is supplied to the dissolution 1.
• · • · • ·· M • · 2 • · 3 3 119819• · • · • ·· M • · 2 • · 3 3 119819
Keksinnön erään sovellutusmuodon mukaan hapettimena käytetään kaasua, joka on ainakin yksi joukosta ilma, happirikastettu ilma ja happi.According to one embodiment of the invention, the oxidant used is a gas which is at least one of air, oxygen-enriched air and oxygen.
Keksinnön erään toisen sovellutusmuodon mukaan hapettimena käytetään 5 ainakin yhtä joukosta vetyperoksidi, mangaanidioksidi ja kaliumpermanganaatti.According to another embodiment of the invention, at least one of hydrogen peroxide, manganese dioxide and potassium permanganate is used as the oxidizing agent.
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on myös tyypillistä, että redox-potentiaali säädetään siten, että liuotuksen alussa liuoksessa on kuparia io vähintään 10 mg/l ja liuotuksen lopussa kuparia ei ole liuoksessa.It is also typical of the process of the invention that the redox potential is adjusted such that at the beginning of the leaching there is at least 10 mg / l of copper in the solution and at the end of the leaching there is no copper in the solution.
Keksinnön erään sovellutusmuodon mukaan liuotusvaiheen loppuun johdettava pelkistävä aine on pelkistävä kaasu. Kaasu on tyypillisesti rikkivety.According to one embodiment of the invention, the reducing agent to be delivered to the end of the leaching step is a reducing gas. The gas is typically hydrogen sulphide.
1515
Keksinnön erään toisen sovellutusmuodon mukaan liuotusvaiheen loppuun johdettava pelkistävä aine on natriumvetysulfidi tai natriumsulfidi.According to another embodiment of the invention, the reducing agent to be carried out at the end of the dissolution step is sodium hydrogen sulfide or sodium sulfide.
Vielä keksinnön erään sovellutusmuodon mukaan liuotusvaiheen loppuun ·:· 20 johdettava pelkistävä aine on kuparisulfidirikaste I··· • · • · · * * · ·According to yet another embodiment of the invention, the reductant to be completed at the end of the leaching step is: copper sulphide concentrate I ··· · · · · *
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä että liuotuksen alussa liuoksessa on rautaa vähintään 0.1 g/l ja kuparia vähintään 10 mg/l.It is typical of the process according to the invention that at the beginning of the leaching the solution contains at least 0.1 g / l of iron and at least 10 mg / l of copper.
·· • m • ·« • * · 25 Keksinnön olennaiset tunnusmerkit käyvät esille oheisista patenttivaatimuksista.The essential features of the invention will be apparent from the appended claims.
• · • · • ·· φ · ·• · • · • ··· · · ·
KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUSDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
:T: Keksinnön mukaisessa menetelmässä sinkkiä sisältävä kuparisulfidirikaste • · · 30 johdetaan liuotukseen, jonka tarkoituksena on liuottaa rikasteesta sellainen määrä sinkkiä, että rikaste soveltuu pyrometallurgiseen käsittelyyn. Liuotus on sulfaattipohjainen ja tapahtuu atmosfäärisissä olosuhteissa.: T: In the process of the invention, the zinc-containing copper sulphide concentrate is led to a leaching process, the purpose of which is to dissolve the concentrate in an amount of zinc that is suitable for pyrometallurgical treatment. The leaching is sulfate based and occurs under atmospheric conditions.
4 1198194, 119819
Atmosfäärisillä olosuhteilla tarkoitetaan liuotusta, joka tapahtuu paineista-mattomissa reaktoreissa ja lämpötilassa, joka on korkeintaan 105 °C. Kuparisulfidirikaste on pääosin kuparin primääristä sulfidia kuten kalko-pyriittiä eikä olennaisesti sisällä sekundaarisia sulfideja. Kalkopyriitti ei 5 olennaisesti liukene olosuhteissa, joissa sinkki liuotetaan rikasteesta.Atmospheric conditions refer to leaching that occurs in pressureless reactors and at temperatures up to 105 ° C. The copper sulfide concentrate is mainly copper primary sulfide, such as calcopyrite, and is essentially free of secondary sulfides. Chalcopyrite is not substantially soluble under conditions where zinc is dissolved from the concentrate.
Sinkkiä sisältävä kuparisulfidirikaste johdetaan rikkihappopitoiseen liuokseen, jossa happopitoisuus säädetään olemaan liuotuksen lopussa alueella 0-100 g/l ja edullisesti 5-25 g/l. Liuotuksen alkuvaiheessa to liuokseen johdetaan hapetinta, joka on esimerkiksi hapettavaa kaasua kuten ilmaa, happirikastettua ilmaa tai happea. Hapetin voi myös olla muu kuin kaasu, kuten vetyperoksidi, kaliumpermanganaatti tai mangaanioksidi.The zinc-containing copper sulphide concentrate is introduced into a solution containing sulfuric acid, wherein the acid content is adjusted at the end of the leaching to be in the range 0-100 g / l, and preferably 5-25 g / l. In the initial stage of dissolution, the oxidant is introduced into the solution, for example an oxidizing gas such as air, oxygenated air or oxygen. The oxidizing agent may also be other than a gas such as hydrogen peroxide, potassium permanganate or manganese oxide.
Liuotukselle on myös edullista, että happopitoinen liuos sisältää pienen 15 määrän liuennutta rautaa sekä kuparia. Riittävä raudan määrä saa aikaan sinkin liukenemisen riittävällä nopeudella eli se parantaa liukenemisen kinetiikkaa. Edullisesti rautaa on vähintään 0.1 g/l, tyypillisesti yli 5 g/l.It is also advantageous for leaching that the acidic solution contains a small amount of dissolved iron as well as copper. A sufficient amount of iron causes the zinc to dissolve at a sufficient rate, i.e. it improves the dissolution kinetics. Preferably the iron is at least 0.1 g / l, typically more than 5 g / l.
Kuparia on liuoksessa vähintään 10 mg/l. Liuoksessa oleva kupari katalysoi raudan hapettumista. Hapettunut rauta osallistuu sinkin liukenemiseen alla ·:· 20 olevan reaktion (2) mukaan: • · · · • · • » « • · · • · 2FeS04 + H2S04 + 0.5O2 Fe2(S04)3 + H20 (1)The solution contains at least 10 mg / l of copper. Copper in the solution catalyzes the oxidation of iron. Oxidized iron participates in the dissolution of zinc according to the reaction (2) below: · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · ·
ZnS + Fe2(S04)3 ZnS04 + 2FeS04 + S (2) ·· • · • ·· * ··· 25 Suoritetuissa kokeissa on todettu, että siinä ajassa, missä sinkki liukenee, kuparin liukeneminen on kuitenkin varsin vähäistä. Kuparin liukeneminen ei : *** kuitenkaan ole ongelma, koska se saostetaan liuotuksen lopussa takaisin.ZnS + Fe2 (S04) 3 ZnS04 + 2FeS04 + S (2) · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · However, dissolution of copper is not a problem since it is precipitated back at the end of leaching.
• · · • φ • · ··« v : Liuotuksen redox-potentiaali säädetään siten, että liuotuksen alussa *·· 30 liuoksessa on kuparia vähintään 10 mg/l ja liuotuksen lopussa kuparia ei ole liuoksessa.The redox potential of the leachate is adjusted so that at the beginning of the leaching there is at least 10 mg / l of copper in the solution and at the end of the leaching there is no copper in the solution.
··· • · • · ·«· 5 119819··· • · • · · «· 5 119819
Keksinnön mukaiselle selektiiviselle liuotusmenetelmälle on olennaista, että liuotuksen kulkua seurataan siten, että liuoksen happopitoisuus säädetään liuotuksen lopussa olemaan halutulla alueella. Samalla määritellään sinkin liukenemiseen tarvittava hapettavan aineen määrä, joka syötetään 5 liuotusreaktoriin liuotuksen alkuvaiheessa. Liuotusreaktori on edullisesti sekoitusreaktori, Kun tarvittava määrä hapetinta on syötetty, reaktiot jatkuvat edelleen, vaikka hapettimen syöttö on lopetettu. Kun rikasteen sinkkipitoisuus on laskenut halutulle tasolle, on mahdollisesti myös osa kuparista liuennut. Liuennut kupari saostetaan liuotuksen lopussa jonkin ίο pelkistävän aineen avulla. Pelkistävä aine voi olla kiinteää, nestemäistä tai kaasumaista kuten rikkivetyä Muita pelkistäviä aineita ovat esimerkiksi natriumvetysulfidi NaHS, natriumsulfidi Na2S tai itse kuparisulfidirikaste, joka toimii hitaana pelkistimenä. Liuotuksen tuloksena saadaan kuparirikaste, jonka sinkkipitoisuus on sopivan matala rikasteen pyrometallurgista 15 käsittelyä varten. Sinkkisulfaattiliuos käsitellään halutulla tavalla kaupallisen tuotteen valmistamiseksi.It is essential for the selective leaching process of the invention that the course of leaching is monitored such that the acid content of the leachate at the end of leaching is adjusted to the desired range. At the same time, the amount of oxidizing agent required to dissolve the zinc is determined and fed to the leaching reactor at the initial leaching stage. Preferably, the leaching reactor is a mixing reactor. Once the required amount of oxidant has been fed, the reactions continue even though the oxidant feed has been stopped. When the zinc content of the concentrate has dropped to the desired level, some of the copper may also have dissolved. At the end of the leaching, dissolved copper is precipitated with a reducing agent. The reducing agent may be a solid, liquid or gaseous such as hydrogen sulphide. Other reducing agents include, for example, sodium hydrogen sulfide NaHS, sodium sulfide Na2S or the copper sulfide concentrate itself, which acts as a slow reducing agent. The leaching results in a copper concentrate having a zinc content that is suitably low for the pyrometallurgical treatment of the concentrate. The zinc sulfate solution is treated as desired to prepare a commercial product.
Prosessiolosuhteissa liuotuksen kokonaisaika ja kustannukset pyritään pitämään taloudellisesti kannattavimmalla tasolla. Siten huomioidaan hitaasti 20 pelkistävän pelkistysaineen vaatima pitkä liuotusaika ja toisaalta nopeasti · · toimivan pelkistysaineen mahdollisesti kalliimpi hinta ja reagenssikulutus (eli • · : aika vs. reagenssikulutus).Under process conditions, the total time and cost of leaching is sought to be at the most economically viable level. This takes into account the slow dissolution time required by the 20 reducing agents and the potentially higher cost and reagent consumption of the fast reducing agent (· ·: time vs. reagent consumption).
• » · • · • · • * • · · ESIMERKIT 25 Esimerkki 1EXAMPLE 25 Example 1
Kuparisulfidirikastetta liuotettiin reaktorissa, jonka tilavuus oli 10 L. Rikaste : *·· koostui seuraavista mineraaleista: CuFeS2, FeS2, ZnS. Rikasteen raekoko oli ··· d0.5 = 10 pm and do.9= 35 pm. Rikasteen koostumus oli seuraava: • · · • · · • · · « · · : : 30 ··* • · • · • ·· m *»t • * • · ··· 6 119819The copper sulphide concentrate was dissolved in a 10 L reactor. The concentrate: * ·· consisted of the following minerals: CuFeS2, FeS2, ZnS. The grain size of the concentrate was ··· d0.5 = 10 µm and do.9 = 35 µm. The concentrate had the following composition: 30 ·· * • · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · · ·
Taulukko 1 ~Cu I Zn I Fe Pb S ZnVeemuk.Table 1 ~ Cu I Zn I Fe Pb S ZnVeemuk.
~% % % % % % 18.4 7.3 28.4 1.5 40.0 2.3~%%%%%% 18.4 7.3 28.4 1.5 40.0 2.3
Liuotus suoritettiin atmosfäärisessä paineessa ja lämpötilassa 95 °C ja liuotusaika oli 9 h. Liuoksessa oli 9.6 g/l ferrorautaa ja 1 g/l kuparia. Liuoksen 5 kiintoainepitoisuus oli 200 g/l ja liuotuksen alussa liuoksen hbSCVpitoisuus oli 50.8 g/l. Happipitoisena kaasuna käytettiin happea, jota syötettiin reaktoriin 3 h ajan ja sen jälkeen syöttö lopetettiin. Pelkistykseen käytettiin tuoretta rikastetta, jota syötettiin reaktoriin 1.1 kg, kun kokeen alkamisesta oli kulunut 6 - 7 h. Kuten alla olevasta taulukosta 2 nähdään, rikasteen sinkki-lo pitoisuus oli laskenut arvoon 1.4 % ja kuparipitoisuus noussut arvoon 21.4%. Taselaskelman mukaan liuotuksessa menetetyn kuparin määrä oli alle 10%.The leaching was carried out at atmospheric pressure and at 95 ° C for 9 hours. The solution contained 9.6 g / l of ferric iron and 1 g / l of copper. Solution 5 had a solids content of 200 g / l and at the start of leaching the solution had a hbSCV concentration of 50.8 g / l. The oxygen containing gas was oxygen, which was fed to the reactor for 3 hours and then stopped. Fresh concentrate was used for reduction, which was fed to the reactor at 1.1 kg 6 to 7 hours after the start of the experiment. As shown in Table 2 below, the concentration of zinc in the concentrate had fallen to 1.4% and the copper content to 21.4%. According to the balance sheet, the amount of copper lost in leaching was less than 10%.
Tuloksista nähdään, että rikaste toimii hitaana pelkistäjänä, ja jos liuotusta olisi jatkettu, kupari olisi vähitellen saostunut takaisin. Rikaste on epäilemättä 15 kuitenkin edullisin pelkistysaine, jos pelkistys on mahdollista suorittaa pitkän ajan kuluessa. Redox-potentiaali on mitattu Pt-elektrodilla Ag/AgCI-elektrodin . suhteen.The results show that the concentrate acts as a slow reducing agent, and if the leaching were continued, the copper would gradually be precipitated back. However, concentrate is undoubtedly the most preferred reducing agent if it is possible to carry out the reduction over a long period of time. Redox potential is measured on the Pt electrode of the Ag / AgCl electrode. with.
• · · • · · · • 1 • · 1 • · · .1 · Taulukko 2 20 • · · f............ j " ............ I — ........ ' ....... "" __Liuos___Rikaste• · · • · · 1 • · 1 • · · .1 · Table 2 20 • · · f ............ j "........... .I - ........ '....... "" __Solute___Wealth
·1·.. Aika ~~Fe°1| Cu 1 Fe21! Zn HaSoJ Redox Cu Fe Pb Zn S· 1 · .. Time ~~ Fe ° 1 | Cu 1 Fe21! Zn HaSoJ Redox Cu Fe Pb Zn S
.···. h g/l g/l g/l g/l g/l mV % % % % % 0 0.53 1.0 9.6 0.0 50.8 412 18.4 28.4 1.5 7.3 40.0 1 0.90 4.9 13.6 9.4 29.3 424 20.0 31.6 2.0 3.3 44.6 f1·· 3 2.58 8.4 16.5 12.1 14.2 433 18.3 31.3 2.6 1.5 46.8 5.5 1.19 7.8 17.2 13.4 15.8 401 19.4 32.3 1.7 1.0 46.0 !1! 9 0.82 4.3 18.5 19 32 396 21.4 31.9 1.9 1.4 46.1 • · · • » i • ♦ 1 • · • · • · · • · • 1 • ·« · · • · • · • · · 7 119819. ···. hg / lg / lg / lg / lg / l mV%%%%% 0 0.53 1.0 9.6 0.0 50.8 412 18.4 28.4 1.5 7.3 40.0 1 0.90 4.9 13.6 9.4 29.3 424 20.0 31.6 2.0 3.3 44.6 f1 ·· 3 2.58 8.4 16.5 12.1 14.2 433 18.3 31.3 2.6 1.5 46.8 5.5 1.19 7.8 17.2 13.4 15.8 401 19.4 32.3 1.7 1.0 46.0! 1! 9 0.82 4.3 18.5 19 32 396 21.4 31.9 1.9 1.4 46.1 • · · • »i • ♦ 1 • • • • • • • • • 1 119819
Esimerkki 2Example 2
Kokeessa liuotetun rikasteen koostumus oli sama kuin esimerkissä 1, samoin liuotusreaktori, liuotuspaine ja lämpötila. Liuotusaika oli 11 h. Liuoksessa oli 52.5 g/l rikkihappoa, Θ.8 g/l ferrorautaa ja 1.1 g/l kuparia. 5 Liuoksen hapetus lopetettiin 1h jälkeen ja rikkivetyä syötettiin pelkistyskaasuna välillä 10 - 11 h. Rikasteen sinkkipitoisuus oli laskenut arvoon 1.0% ja kuparipitoisuus noussut arvoon 20.6%. Pelkistys saosti kaiken liuenneen kuparin, joten kuparitappioita ei syntynyt. Liuotuksen kulku nähdään taulukosta 3: 10In the experiment, the composition of the dissolved concentrate was the same as in Example 1, as well as the leaching reactor, leaching pressure and temperature. The solubilization time was 11 h. The solution contained 52.5 g / l sulfuric acid, Θ.8 g / l ferric iron and 1.1 g / l copper. After 1h, the solution was deoxidized and hydrogen sulphide was introduced as the reducing gas between 10 and 11 h. The zinc content of the concentrate had fallen to 1.0% and the copper content had increased to 20.6%. The reduction precipitated all dissolved copper so no copper losses occurred. The flow of lysis is shown in Table 3: 10
Taulukosta 3 nähdään, että hapetuksen loputtua redox-potentiaali laski nopeasti arvosta 406 mV arvoon 390 mV. Ennen pelkistimen syöttöä arvo oli 330 mV ja laski nopeasti pelkistinsyötön alettua arvoon 86 mV. Viimeinen arvo 207 mV kertoo korvausveden mukana todennäköisesti tulleesta 15 hapesta. taulukosta voi myös päätellä, että pienempi pelkistyskaasun syöttö olisi riittänyt, koska liuennut kupari saostui välittömästi pelkistyskaasun syötön alettua.Table 3 shows that upon completion of oxidation, the redox potential rapidly decreased from 406 mV to 390 mV. Prior to the supply of the reducing agent, the value was 330 mV and rapidly decreased after the supply of the reducing agent to 86 mV. The last value, 207 mV, indicates the 15 oxygen that is likely to come with the replacement water. it can also be deduced from the table that a lower supply of reducing gas would have been sufficient since dissolved copper precipitated immediately after the introduction of the reducing gas.
Taulukko 3__ tit__Liuos ___RikasteTable 3__ tit__Solution ___Concentrate
»•f Time Fe3* Cu Fea+1 Zn |h2S0J Redox Cu 1 Fe I Pb I Zn 1 S»• f Time Fe3 * Cu Fea + 1 Zn | h2S0J Redox Cu 1 Fe I Pb I Zn 1 S
:Λ: h g/l g/l g/l g/l g/l mV % % % % % 0 0.4 1.1 9.8 0.0 52.5 510 18.4 28.4 1.5 7.3 40.0 1.0 0.6 4.2 14.1 11.0 48.5 406 19.6 30.3 1.6 2.3 46.3 !:;** 2.0 0.3 3.4 15.0 12.2 42.0 390 20.4 30.2 1.7 2.1 46.2 : ** 3.0 0,3 2.9 15.5 12.9 44.0 386 20.4 30.0 1.7 1.7 44.6 »·· .............Ml........ ...... .............'.............: Λ: hg / lg / lg / lg / lg / l mV%%%%% 0 0.4 1.1 9.8 0.0 52.5 510 18.4 28.4 1.5 7.3 40.0 1.0 0.6 4.2 14.1 11.0 48.5 406 19.6 30.3 1.6 2.3 46.3 !:; ** 2.0 0.3 3.4 15.0 12.2 42.0 390 20.4 30.2 1.7 2.1 46.2: ** 3.0 0.3 2.9 15.5 12.9 44.0 386 20.4 30.0 1.7 1.7 44.6 »·· ............. Ml ...... ... ...... .............'.............
4.0 0,3 2.4 15.6 13.2 47.0 383_______ 5.0 0.3 1.8 16.1 13.9 44.3 384______ 6.0 0.3 1.5 16.7 14.5 44.8 383 21.3 29.3 1.3 1.2 46.1 • ·ι —-- 8.0 0.4 0.4 16.7 14.5 46.0 370 21.8 29.3 1.4 1.0 46.6 '*"* 10.0 0.1 0.03 16.4 14.3 43.7 330 22.1 29.5 1.5 1.0 44.7 10.2 0.03 0.001 16.5 14.4__J36______ 10.5 0.03 0.001 16.6 14.3__97______ */** 11.0 0.03 10.001114.9112.71 40.7 | 207 | 20.6 |30.11 1.5 | 1.0 |47Λ 20 • · e · • · e·· 8 1198194.0 0.3 2.4 15.6 13.2 47.0 383_______ 5.0 0.3 1.8 16.1 13.9 44.3 384______ 6.0 0.3 1.5 16.7 14.5 44.8 383 21.3 29.3 1.3 1.2 46.1 • · ι —-- 8.0 0.4 0.4 16.7 14.5 46.0 370 21.8 29.3 1.4 1.0 46.6 '* "* 10.0 0.1 0.03 16.4 14.3 43.7 330 22.1 29.5 1.5 1.0 44.7 10.2 0.03 0.001 16.5 14.4__J36 ______ 10.5 0.03 0.001 16.6 14.3__97 ______ * / ** 11.0 0.03 10.001114.9112.71 40.7 | 207 | 20.6 | 30.11 1.5 | 1.0 | 47Λ 20 • · e · • · e ·· 8 119819
Esimerkki 3Example 3
Kokeessa liuotetun rikasteen koostumus oli Taulukon 4 mukainen.The composition of the concentrate dissolved in the experiment was as shown in Table 4.
Taulukko 4Table 4
Cu I Zn I Fe I Pb I S Znve8muk.Cu I Zn I Fe I Pb I S Znve8muk.
% % % % % % 18.5 10.0 27.1 1.4 40.0 Ö2 5%%%%%% 18.5 10.0 27.1 1.4 40.0 Ö2 5
Liuotusreaktori, liuotuspaine ja lämpötila olivat samat kuin esimerkeissä 1 ja 2. Liuotusaika oli 12 h. Liuoksessa oli alussa 51.4 g/l rikkihappoa, 9.1 g/l ferrorautaa ja 0.9 g/l kuparia. Liuoksen hapetus lopetettiin 4h jälkeen ja rikkivetyä syötettiin pelkistyskaasuna välillä 11.5 - 12 h. Rikasteen ίο sinkkipitoisuus oli laskenut arvoon 1.4% ja kuparipitoisuus noussut arvoon 21.7%. Pelkistys saosti kaiken liuenneen kuparin, joten kuparitappioita ei syntynyt. Liuotuksen kulku nähdään Taulukosta 5:The leaching reactor, leaching pressure and temperature were the same as in Examples 1 and 2. The leaching time was 12 h. The solution initially contained 51.4 g / l sulfuric acid, 9.1 g / l ferric iron and 0.9 g / l copper. The solution was stopped after 4h and hydrogen sulphide was supplied as a reducing gas between 11.5 and 12h. The zinc content of the ίο concentrate had fallen to 1.4% and the copper content to 21.7%. The reduction precipitated all dissolved copper so no copper losses occurred. The flow of leaching is shown in Table 5:
Taulukko 5___ ___ Liuos__RikasteTable 5___ ___ Solution__Concentrate
Aika Fe31 Cu Fe21 Zn H2S04 Redox Cu Fe Pb Zn SAika Fe31 Cu Fe21 Zn H2S04 Redox Cu Fe Pb Zn S
h g/l g/l g/l g/l g/l mV %__% % %__%_ 0 0.4 0.9 9.5 0.0 51.4 361 18.5 27.1 1.4 10.0 40.0 ·;·; 1 0.3 1.3 10.3 6.7 36.7 409 19.6 29.0 1.4 7.3 43.0 2 0.4 2.0 10.6 10.4 27.8 412 19.8 29.9 1.5 5.3 44.5 :.i!: 3 0.6 2.9 111 12.9 21.0 414 19.7 29.7 1.7 3.9 43.7 :1·1: 6 0.6 2.9 12.4 16.1 17.2 394 20.2 30.0 1.3 2.1 49.6 _8______18.2 387 _______ 9 0.5 1.0 13.4 18.0___382 21.2 29.5 1.3 1.3 45.2 10 _____19.4 377________ 11.5 0.4 0.2 13.7 18.7___366 21.7 29.4 1.4 1.1 46.1 11.7 0.1 0.001 13.0 18.3___177 21.9 30.0 1.3 1.1 46.7 12 0.1 0.0004 13.8 18.3 21.8 279 21.7 29.0 1.5 1.4 46.2 • 1 , 1 - J 1 --1-- *·· 15 • · • · « • · 1 · 1 • · • · • 1 · e · • · · ·· • • · • 1h g / l g / l g / l g / l g / l mV% __%%% __% _ 0 0.4 0.9 9.5 0.0 51.4 361 18.5 27.1 1.4 10.0 40.0 ·; ·; 1 0.3 1.3 10.3 6.7 36.7 409 19.6 29.0 1.4 7.3 43.0 2 0.4 2.0 10.6 10.4 27.8 412 19.8 29.9 1.5 5.3 44.5: .i !: 3 0.6 2.9 111 12.9 21.0 414 19.7 29.7 1.7 3.9 43.7: 1 · 1: 6 0.6 2.9 12.4 16.1 17.2 394 20.2 30.0 1.3 2.1 49.6 _8 ______ 18.2 387 _______ 9 0.5 1.0 13.4 18.0 ___ 382 21.2 29.5 1.3 1.3 45.2 10 _____ 19.4 377________ 11.5 0.4 0.2 13.7 18.7 ___ 366 21.7 29.4 1.4 1.1 46.1 11.7 0.1 0.001 13.0 18.3 ___ 177 21.9 30.0 1.3 1.1. 46.7 12 0.1 0.0004 13.8 18.3 21.8 279 21.7 29.0 1.5 1.4 46.2 • 1, 1 - J 1 --1-- * ·· 15 • · • · «• · 1 · 1 • · • · 1 · e · • · · ·· • • · • 1
Claims (12)
Priority Applications (7)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070684A FI119819B (en) | 2007-09-07 | 2007-09-07 | Method for improving the quality of copper concentrate |
PE2008001323A PE20090848A1 (en) | 2007-09-07 | 2008-08-08 | METHOD TO IMPROVE A COPPER CONCENTRATE |
CN201210296043XA CN102787245A (en) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Method for upgrading copper concentrate |
EA201000293A EA017095B1 (en) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Method of leaching zinc from copper-sulphide concentrate |
CA2697187A CA2697187C (en) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Method for upgrading copper concentrate |
CN200880105783.2A CN101796204B (en) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Method for upgrading copper concentrate |
PCT/FI2008/050483 WO2009030811A1 (en) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Method for upgrading copper concentrate |
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070684 | 2007-09-07 | ||
FI20070684A FI119819B (en) | 2007-09-07 | 2007-09-07 | Method for improving the quality of copper concentrate |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI20070684A0 FI20070684A0 (en) | 2007-09-07 |
FI119819B true FI119819B (en) | 2009-03-31 |
Family
ID=38572882
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI20070684A FI119819B (en) | 2007-09-07 | 2007-09-07 | Method for improving the quality of copper concentrate |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
CN (2) | CN101796204B (en) |
CA (1) | CA2697187C (en) |
EA (1) | EA017095B1 (en) |
FI (1) | FI119819B (en) |
PE (1) | PE20090848A1 (en) |
WO (1) | WO2009030811A1 (en) |
Family Cites Families (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1435699A (en) * | 1919-09-30 | 1922-11-14 | Niels C Christensen | Process of treating sulphide ores of zinc |
US2609272A (en) * | 1946-12-09 | 1952-09-02 | Guaranty Invest Corp Ltd | Process for the treatment of matte to recover metallic salts |
DE2840424A1 (en) * | 1978-09-16 | 1980-04-24 | Duisburger Kupferhuette | METHOD FOR PRODUCING SULFIDIC COPPER CONCENTRATES |
CA1130934A (en) * | 1980-02-08 | 1982-08-31 | Donald R. Weir | Process for the recovery of copper and zinc values from sulphidic ore |
US5344479A (en) * | 1992-03-13 | 1994-09-06 | Sherritt Gordon Limited | Upgrading copper sulphide residues containing nickel and arsenic |
ATE175726T1 (en) * | 1994-08-15 | 1999-01-15 | R & O Mining Processing Ltd | HYDROMETALLURGICAL CONVERSION OF ZINC SULFIDE FROM ORES AND CONCENTRATES CONTAINING ZINC SULPHIDE INTO ZINC SULFATE |
AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
CN1277939C (en) * | 2004-01-12 | 2006-10-04 | 张在海 | Method of leaching copper in copper containing pyrite using bacteria |
FI117389B (en) * | 2004-12-28 | 2006-09-29 | Outokumpu Oy | A process for hydrometallurgical treatment of a sulphide concentrate containing several precious metals |
FI118473B (en) * | 2006-02-17 | 2007-11-30 | Outotec Oyj | Process for extracting copper from copper sulphide ore |
-
2007
- 2007-09-07 FI FI20070684A patent/FI119819B/en active IP Right Grant
-
2008
- 2008-08-08 PE PE2008001323A patent/PE20090848A1/en active IP Right Grant
- 2008-09-03 CN CN200880105783.2A patent/CN101796204B/en active Active
- 2008-09-03 CA CA2697187A patent/CA2697187C/en active Active
- 2008-09-03 CN CN201210296043XA patent/CN102787245A/en active Pending
- 2008-09-03 WO PCT/FI2008/050483 patent/WO2009030811A1/en active Application Filing
- 2008-09-03 EA EA201000293A patent/EA017095B1/en not_active IP Right Cessation
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EA201000293A1 (en) | 2010-10-29 |
PE20090848A1 (en) | 2009-07-25 |
CA2697187A1 (en) | 2009-03-12 |
CN102787245A (en) | 2012-11-21 |
CA2697187C (en) | 2014-04-15 |
EA017095B1 (en) | 2012-09-28 |
WO2009030811A1 (en) | 2009-03-12 |
FI20070684A0 (en) | 2007-09-07 |
CN101796204B (en) | 2014-06-18 |
CN101796204A (en) | 2010-08-04 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
FI118226B (en) | A method for recovering rare metals in a zinc leaching process | |
AU2008253500B2 (en) | Process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other feed material | |
CA2639165C (en) | Method for recovering metal from ore | |
FI120315B (en) | A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic | |
CA2454821C (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
US7862786B2 (en) | Selective precipitation of metal sulfides | |
FI122188B (en) | Hydrometallurgical process for the production of metallic nickel | |
US8795612B2 (en) | Leaching process for copper concentrates containing chalcopyrite | |
AU2015367301B2 (en) | Heap leaching method | |
Zhang et al. | Manganese metallurgy review. Part III: Manganese control in zinc and copper electrolytes | |
AU2011232311A1 (en) | Process for leaching refractory uraniferous minerals | |
FI121713B (en) | Procedure for dissolving calcopyrite concentrate | |
WO2013173914A1 (en) | Arsenic recovery from copper-arsenic sulphides | |
CA2721709A1 (en) | Leaching process for copper concentrates containing arsenic and antimony compounds | |
FI119819B (en) | Method for improving the quality of copper concentrate | |
WO2000056943A1 (en) | Purification of cobalt solutions containing iron and manganese with oxidation mixture of s02 and oxygen | |
WO2004106561A1 (en) | Process of upgrading a copper concentrate | |
FI116070B (en) | Procedure for making gills | |
Taghi Nazari | Enhancing the kinetics of pyrite catalyzed leaching of chalcopyrite | |
RU2412264C2 (en) | Procedure for processing gold-antimonial concentrates | |
RU2354819C1 (en) | Method for leaching of oxidised and mixed copper-bearing ores and products of their enrichment | |
Monhemius | Recent applications of peroxygen reagents in hydrometallurgy | |
FI118225B (en) | A method for enhancing the dissolution of a sulfide concentrate | |
AU2004243345B2 (en) | Process of upgrading a copper concentrate | |
AU2011331911B2 (en) | Method for the leaching of a metal sulfide |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
FG | Patent granted |
Ref document number: 119819 Country of ref document: FI |