FI120315B - A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic - Google Patents
A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic Download PDFInfo
- Publication number
- FI120315B FI120315B FI20070912A FI20070912A FI120315B FI 120315 B FI120315 B FI 120315B FI 20070912 A FI20070912 A FI 20070912A FI 20070912 A FI20070912 A FI 20070912A FI 120315 B FI120315 B FI 120315B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- solution
- arsenic
- copper
- gold
- iron
- 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
- 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
- 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
- C22B3/20—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
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
- C22B11/021—Recovery of noble metals from waste materials
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
- C22B11/042—Recovery of noble metals from waste materials
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/08—Obtaining noble metals by cyaniding
-
- 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
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0095—Process control or regulation 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
- 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
- C22B3/30—Oximes
-
- 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
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
- C22B3/46—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes by substitution, e.g. by cementation
-
- 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
- C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
- C22B30/04—Obtaining arsenic
-
- 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)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Automation & Control Theory (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
MENETELMÄ PYRIITTISEN, KULTAA, KUPARIA JA ARSEENIA SISÄLTÄVÄN RIKASTEEN KÄSITTELEMISEKSIMETHOD FOR THE TREATMENT OF PYRITIC, GOLD, COPPER AND ARSENIC
KEKSINNÖN ALAFIELD OF THE INVENTION
5 Keksintö kohdistuu menetelmään pyriittisen kuparisulfidirikasteen käsittelemiseksi, jossa on kuparin lisäksi mukana arseenia ja sulfidimineraaleihin sitoutunutta hienojakoista tai näkymätöntä kultaa. Menetelmässä rikaste liuotetaan kloridipitoiseen liuokseen. Raaka-aineen liuotus suoritetaan olosuhteissa, joissa raaka-aineen kupari, rauta ja arseeni liukenevat, mutta 10 kultapitoinen materiaali jää liukenematta. Saatu kloridiliuos johdetaan neutralointiin, jossa siitä seostetaan rauta ja arseeni. Puhdistettu kupariliuos johdetaan neste-nesteuuttoon. Uuton takaisinuuttovaiheessa kupari siirretään sulfaattiliuokseen, joka johdetaan kuparielektrolyysiin. Kulta otetaan liuotusjäännöksestä talteen jollakin tunnetulla tavalla.The invention relates to a process for the treatment of a pyrite copper sulphide concentrate which contains, in addition to copper, arsenic and fine or invisible gold bound to sulphide minerals. In the process, the concentrate is dissolved in a solution containing chloride. The leaching of the raw material is carried out under conditions in which the copper, iron and arsenic of the raw material dissolve, but the gold-containing material remains insoluble. The resulting chloride solution is passed to neutralization where it is doped with iron and arsenic. The purified copper solution is led to liquid-liquid extraction. In the leaching back extraction step, the copper is transferred to a sulfate solution which is led to copper electrolysis. Gold is recovered from the leaching residue in some known manner.
1515
KEKSINNÖN TAUSTABACKGROUND OF THE INVENTION
Monen kulta-kuparirikasteen ongelma on, että merkittävä osa kullasta on sitoutunut pyriittiin näkymättömänä kultana. Näin on esimerkiksi arseenia sisältävissä kulta-kuparimalmeissa, joissa jopa 50 % kullasta on pyriitissä. 20 Loppu kullasta on joko metallisena tai enargiittiin (CU2ASS4), arsenopyriittiin (FeAsS) ja muihin mineraaleihin sitoutuneena. Tällaiset malmit sisältävät myös kuparia, joka on useimmiten enargiitin tai kalkopyriitin (CuFeS2) muodossa. Kyseisten malmien hyödyntäminen edellyttää sellaisen bulkki-rikasteen tekemistä, johon saadaan kupari, vapaa kulta ja maksimimäärä 25 pyriittiä mukaan. Arseenin käsittely ja pyriittisen rikin suuri määrä asettavat pääasialliset rajoitukset kannattavan kokonaisprosessin muodostamiseksi tällaiselle rikasteelle.The problem with many gold-copper concentrates is that a significant proportion of gold is bound to pyrite as an invisible gold. This is the case, for example, in gold-copper ores containing arsenic, where up to 50% of the gold is in pyrite. The remainder of the gold is either metallic or bound to enargite (CU2ASS4), arsenopyrite (FeAsS), and other minerals. Such ores also contain copper, most often in the form of enargite or chalcopyrite (CuFeS2). Exploitation of these ores requires the preparation of a bulk concentrate containing copper, free gold and a maximum of 25 pyrites. The treatment of arsenic and the high content of pyrite sulfur place the main constraints on establishing a profitable overall process for such a concentrate.
WO-patenttihakemuksessa 2004/035840 kuvataan menetelmää, joka 30 kohdistuu metallien, erityisesti kuparin talteenottoon kuparipitoisesta raaka-aineesta, jolloin materiaali liuotetaan kloridipitoiseen liuokseen. Raaka-aineen liuotus suoritetaan hapettavasti pH-arvossa vähintään 1.5 ja redox- 2 potentiaalissa 480 - 500 mV vs. Ag/AgCI, jolloin liuotuksesta tulevassa kuparikloridiliuoksessa kupari on pääosin kaksiarvoisena. Samalla rikasteen sisältämä rikki saostuu elementaarisena ja myös rauta saostuu. Rikasteen sisältämät jalometallit eivät liukene vaan ne menevät liuotusjäännökseen.WO patent application 2004/035840 describes a process for recovering metals, particularly copper, from a copper-containing raw material, wherein the material is dissolved in a chloride-containing solution. The leaching of the raw material is performed oxidatively at a pH of at least 1.5 and at a redox-2 potential of 480-500 mV vs. Ag / AgCl, whereby the copper in the leaching copper chloride solution is essentially bivalent. At the same time, the sulfur contained in the concentrate precipitates elementally, and iron also precipitates. The precious metals contained in the concentrate do not dissolve but go into the leaching residue.
5 Liuotusjäännökselle suoritetaan rikkivaahdotus, jolloin saadaan rikkirikaste, joka sisältää myös jalometallit (kulta + PGM). Pääosa rikistä erotetaan rikkirikasteesta tunnetuilla tavoilla ja siten muodostetaan jalometallit käsittävä PGM-rikaste. Raaka-aineen liuotuksessa muodostunut kloridiliuos, joka sisältää kuparin ja muut mahdolliset arvometallit, johdetaan neste-10 nesteuuttoon. Uutossa kupari siirretään ensin orgaaniseen faasiin uuton avulla ja takaisinuutossa sulfaattiliuokseen, joka johdetaan kupari-elektrolyysiin. Menetelmässä ei ole mitään mainintaa, miten raaka-aineen mahdollisesti sisältämä arseeni käyttäytyy eikä myöskään, miten kultaa sisältävä pyhitti otetaan talteen.5 The leaching residue is subjected to sulfur foaming to give a sulfur concentrate which also contains precious metals (gold + PGM). The major part of the sulfur is separated from the sulfur concentrate in known ways and thus a precious metal PGM concentrate is formed. The chloride solution formed during the leaching of the raw material, containing copper and other possible precious metals, is led to liquid-10 liquid extraction. In the extraction, the copper is first transferred to the organic phase by extraction and back-extracted to a sulphate solution which is led to copper electrolysis. There is no mention of how the arsenic in the raw material behaves, nor how the sacred gold-containing sanctum is recovered.
15 US-patenttijulkaisussa 4,023,964 kuvataan menetelmää kuparin valmistamiseksi. Menetelmässä kuparisulfidirikaste liuotetaan kupari(ll)kloridi-natriumkloridiliuokseen. Liuoksen NaCI-pitoisuus on 100-300 g/l ja pH korkeintaan 1, jolloin rauta liukenee. Saatu liuos, jossa kupari on pääosin 20 yksiarvoisena, jaetaan kahteen osaan, joista toiselle osalle suoritetaan raudan saostus götiittinä johtamalla liuokseen ilmaa. Götiittisaostuksen yhteydessä muodostunut kuprikloridiliuos johdetaan takaisin rikasteen liuotukseen. Toinen osa liuoksesta johdetaan kontaktiin uuttoliuoksen kanssa. Uuton yhteydessä liuokseen johdetaan ilmaa yksiarvoisen kuparin 25 hapettamiseksi kaksiarvoiseksi. Uutossa kupari sitoutuu orgaaniseen faasiin ja kuparin suhteen köyhtynyt kuprikloridiliuos johdetaan takaisin rikasteen liuotukseen. Takaisinuutossa orgaaninen faasi ja siihen sitoutunut kupari saatetaan kontaktiin rikkihapon vesiliuoksen kanssa. Muodostunut kupari-sulfaattiliuos johdetaan elementtikuparin valmistukseen ja orgaaninen faasi 30 takaisin uuttovaiheeseen.U.S. Patent No. 4,023,964 describes a process for making copper. In the process, the copper sulphide concentrate is dissolved in a copper (II) chloride-sodium chloride solution. The solution has a NaCl concentration of 100-300 g / l and a pH of not more than 1, at which time the iron dissolves. The resulting solution, in which copper is predominantly monovalent, is divided into two portions, one of which is subjected to iron deposition as goethite by introducing air into the solution. The cupric chloride solution formed during the goutite precipitation is recycled to concentrate leaching. The second portion of the solution is led into contact with the extraction solution. During the extraction, air is introduced into the solution to oxidize the monovalent copper 25 to the divalent copper. In the extraction, the copper binds to the organic phase and the copper depleted cupric chloride solution is recycled to concentrate leaching. In the back extraction, the organic phase and the copper bound thereto are contacted with aqueous sulfuric acid. The resulting copper sulfate solution is led to the elemental copper preparation and the organic phase 30 back to the extraction step.
3 US-patenttijulkaisussa 4,023,964 kuvattu menetelmä on sikäli käyttökelpoinen, että siinä kuparisulfidirikaste liuotetaan kloridina, joka johdetaan neste-nesteuuttoon ja kupari saadaan uutosta talteen kuparisulfaattiliuoksena. Kuparisulfaattiliuoksen jatkokäsittely esimerkiksi elektrolyysissä on hyvin 5 tunnettua tekniikkaa ja tuottaa puhdasta kuparia. Menetelmän tekee monimutkaiseksi se, että liuos jaetaan kahteen haaraan, joista toisessa saostetaan liuennut rauta ja vain toinen osa johdetaan uuttoon. Liuotuksesta tulevassa kuparikloridiliuoksessa kupari on pääosin yksiarvoisena, jolloin se pitää erikseen hapettaa uuton yhteydessä. Kun hapetus tapahtuu uuton ίο yhteydessä, on olemassa vaara, että myös uuttoaine samalla hapettuu eikä ole enää käyttökelpoinen. Menetelmässä suositetaan uuton suorittamista lämpötilassa 60 °C, joka on käytännössä aivan liian korkea ja aiheuttaa uuttoaineen tuhoutumista. Menetelmässä ei oteta kantaa arseenipitoisten materiaalien käsittelyyn eikä pyriitin sisältämän kullan tai yleensäkään kullan 15 käyttäytymiseen.The process described in U.S. Patent No. 4,023,964 is useful in that it dissolves the copper sulphide concentrate as chloride, which is passed to liquid-liquid extraction and the copper is recovered as a copper sulphate solution. Further treatment of the copper sulfate solution, for example by electrolysis, is well known in the art and produces pure copper. The process is complicated by the fact that the solution is divided into two branches, one of which precipitates the dissolved iron and only one of which is led to extraction. In the copper chloride solution from the leaching, the copper is mainly monovalent, whereby it must be separately oxidized during leaching. When oxidation occurs with extraction, there is a risk that the extractant will also oxidize and be unusable. The process preferably recommends extraction at a temperature of 60 ° C, which is practically too high and causes destruction of the extractant. The method does not address the treatment of arsenic-containing materials or the behavior of gold or, more generally, gold in pyrite.
KEKSINNÖN TARKOITUSPURPOSE OF THE INVENTION
Nyt on kehitetty menetelmä pyriittisen, kultaa, kuparia ja arseenia sisältävän kuparisulfidirikasteen käsittelemiseksi. Kuparikiisua, pyriittiä, enargiittia ja 20 mahdollisesti muita arseenia sisältäviä mineraaleja, kuten arseenikiisua sisältävää bulkkirikastetta liuotetaan kloridipohjaiseen vesiliuokseen olosuhteissa, joissa kupari, rauta ja arseeni liukenevat, mutta pyriitti ja kulta jäävät liuotusjäännökseen.A process has now been developed for the treatment of pyrite copper sulphide concentrates containing gold, copper and arsenic. Copper chromium, pyrite, enargite and 20 other bulk arsenic-containing minerals, such as arsenic chromium, are concentrated in aqueous chloride solution under conditions where copper, iron and arsenic are dissolved but the pyrite and gold remain in the leaching residue.
25 KEKSINNÖN YHTEENVETOSUMMARY OF THE INVENTION
Keksintö kohdistuu menetelmään pyriittisen, kultaa ja/tai platinametalleja (PGM) ja arseenia sisältävän kuparisulfidirikasteen käsittelemiseksi, jolloin rikastetta liuotetaan kuparikloridin ja alkalikloridin suolahappopitoiseen vesi-liuokseen. Menetelmälle on tyypillistä, että rikasteen liuotuksen redox-poten-30 tiaali säädetään hapettavan aineen syötön avulla alueelle 400 - 600 mV Ag/AgCI-elektrodin suhteen ja pH säädetään alueelle 0,2-1, jolloin rikasteen kupari- ja arseenimineraaleissa olevat kupari, rauta ja arseeni liukenevat ja 4 näihin mineraaleihin sitoutunut kulta ja/tai PGM vapautuvat. Pyriitti ja sen sisältämä kulta ja/tai PGM sekä vapautunut kulta ja/tai PGM ja rikki jäävät liuotusjäännökseen. Muodostettu rauta- ja arseenipitoinen kuprikloridiliuos neutraloidaan raudan ja arseenin saostamiseksi, jonka jälkeen neutraloitu 5 rauta- ja arseenivapaa kuprikloridiliuos johdetaan neste-nesteuutto-vaiheeseen, josta kupari otetaan talteen rikkihapon vesiliuokseen, ja johdetaan elektrolyysiin elementtikuparin talteenottamiseksi. Neste-neste-uutossa muodostunut raffinaatti johdetaan takaisin rikasteen liuotukseen.The invention relates to a process for the treatment of a pyrite copper sulphide concentrate containing gold and / or platinum metals (PGM) and arsenic, wherein the concentrate is dissolved in an aqueous solution of copper chloride and an alkali chloride. It is typical of the process that the redox potential of concentrate leaching is adjusted by supplying an oxidizing agent to a range of 400 to 600 mV with respect to the Ag / AgCl electrode and the pH is adjusted to a range of 0.2 to 1, arsenic is soluble and 4 gold and / or PGM bound to these minerals are released. Pyrite and its gold and / or PGM and liberated gold and / or PGM and sulfur remain in the leaching residue. The formed iron and arsenic-containing cupric chloride solution is neutralized to precipitate iron and arsenic, then the neutralized iron and arsenic-free cupric chloride solution is subjected to a liquid-liquid extraction step, from which copper is recovered to an aqueous sulfuric acid solution and electrolysed to recover the elemental copper. The raffinate formed in liquid-liquid extraction is recycled to concentrate leaching.
10 Keksinnön erään suoritusmuodon mukaan liuotusjäännökselle suoritetaan rikin vaahdotus. Vaahdotuksesta saatu kulta- ja/tai PGM-pitoinen rikkirikaste tai liuotusjäännös johdetaan edullisesti pyrometallurgiseen käsittelyyn kullan ja/tai PGM:n talteenottamiseksi, jolloin ne johdetaan sulattoon tai pasu-tetaan. Liuotusjäännökselle voidaan myös suorittaa hydrometallurginen 15 käsittely paineliuotuksena.According to one embodiment of the invention, the leaching residue is subjected to sulfur flotation. The gold and / or PGM-containing sulfur concentrate or leaching residue obtained from flotation is preferably subjected to a pyrometallurgical treatment to recover the gold and / or PGM, whereby they are introduced into the smelter or roasted. The leaching residue may also be subjected to hydrometallurgical treatment by pressure leaching.
Keksinnön mukaisesti kuparisulfidirikasteen liuotuksessa syntynyt rauta- ja arseenipitoinen kuprikloridiliuos neutraloidaan pH-arvoon 2 - 2.5 raudan ja arseenin saostamiseksi liuoksesta. Neutralointi suoritetaan edullisesti 20 kalkkikiven, kalkin tai lipeän avulla. Rauta ja arseeni seostetaan liuoksesta ferriarsenaattina ja götiittinä tai ferrihydroksidina.According to the invention, the iron and arsenic-containing cupric chloride solution formed by leaching the copper sulphide concentrate is neutralized to a pH of 2 to 2.5 to precipitate iron and arsenic from the solution. The neutralization is preferably carried out with 20 limestone, lime or lye. Iron and arsenic are mixed from the solution as ferric arsenate and as goethite or ferric hydroxide.
Liuotusvaiheessa mahdollisesti liuennut pieni määrä kultaa seostetaan takaisin liuotusjäännökseen pelkistimen tai adsorbentin avulla. Tyypillinen 25 adsorbentti on aktiivihiili.A small amount of gold, possibly dissolved in the leaching step, is doped back into the leaching residue by means of a reducing agent or adsorbent. A typical adsorbent is activated carbon.
KUVALUETTELOLIST OF FIGURES
Keksinnön mukaista menetelmää kuvataan oheisen kuvan 1 avulla, jossa on virtauskaavio eräästä keksinnön edullisesta suoritusmuodosta.The method according to the invention is illustrated by the following figure 1, which shows a flow diagram of a preferred embodiment of the invention.
30 530 5
KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUSDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Pyriittinen, kultaa, kuparia ja arseenia sisältävä bulkkirikaste johdetaan liuotusvaiheeseen, jossa liuotus suoritetaan kuparikloridia ja alkalikloridia sisältävän suolahappoliuoksen avulla. Liuotus tapahtuu käytännössä yleensä 5 useampivaiheisena, mutta on yksinkertaisuuden vuoksi kuvattu kaavioon yksivaiheisena. Liuotus suoritetaan vasta- tai myötävirtaliuotuksena. Liuotuksen redox-potentiaali säädetään alueelle 400-600 mV vs. Ag/AgCI hapen tai muun hapettimen avulla. Liuotusvaiheen happopitoisuus säädetään olemaan alueella 20-100 g/l, jolloin pH on arvossa alle 1, mutta ίο edullisesti arvossa vähintään 0.2. Näissä olosuhteissa rauta ja arseeni liukenevat, mutta rikki saostuu. Keksinnön kuvauksessa käytettävällä yleisnimityksellä kulta tarkoitetaan kultaa ja/tai platinametalleja (PGM).The pyrite bulk concentrate containing gold, copper and arsenic is passed to a leaching step where the leaching is carried out with a solution of hydrochloric acid containing copper chloride and alkali chloride. In practice, the dissolution is generally carried out in 5 multi-steps, but for simplicity is described in the diagram as a single step. Dissolution is performed by counter-current or co-current. The redox potential of the leach is adjusted to 400-600 mV vs. Ag / AgCl by means of oxygen or other oxidant. The acid content of the leaching step is adjusted to be in the range of 20-100 g / l, whereby the pH is below 1, but preferably at least 0.2. Under these conditions, iron and arsenic dissolve, but sulfur precipitates. The generic term used in the description of the invention refers to gold and / or platinum metals (PGM).
Liuotuksessa käytettävän liuoksen alkalikloridin määrä on luokkaa 100 g/l. 15 Alkali on edullisesti natrium. Alkalikloridin määrä on suhteellisen alhainen, sillä kupari on liuoksessa kaksiarvoisena, jolloin tarvittavan alkalikloridin pitoisuuskin on matala. Liuotuksen olosuhteet on säädetty sellaiseksi, että rikasteen sisältämä, sulfidimineraaleissa oleva rauta pyriittiä lukuunottamatta liukenee samoin kuin rikasteen sisältämä arseeni. Kulta ei liukene, mutta 20 vapautuu enargiitin ja muiden arseenimineraalien hajotessa ja menee liuotusjätteeseen.The amount of alkali chloride used in the solution is in the order of 100 g / l. Alkali is preferably sodium. The amount of alkali chloride is relatively low, since the copper is bivalent in the solution, which means that even the amount of alkali chloride required is low. The leaching conditions are adjusted so that the iron in the concentrate, except for pyrite, is soluble in the same way as the arsenic in the concentrate. Gold does not dissolve, but 20 is liberated upon decomposition of enargite and other arsenic minerals and goes into leaching waste.
Keksinnön mukaisessa liuotusmenetelmässä tapahtuvia reaktioita on kuvattu seuraavien reaktiokaavojen avulla: 25 2Cu3AsS4+12H+ + 5½ O 2 = 6Cu2+ + 2H3ASO4 + 8S + 3H20 (1)Reactions in the leaching process of the invention are illustrated by the following reaction formulas: 2Cu3AsS4 + 12H + + 5½ O2 = 6Cu2 + + 2H3ASO4 + 8S + 3H2O (1)
CuFeS2 + 4H+ + 02 = Cu2+ + Fe2+ + 2S + 2H20 (2) 30 FeAsS + 202 + 3H+ = S + Fe2+ + H3ASO4 (3) 6CuFeS2 + 4H + + 02 = Cu2 + + Fe2 + + 2S + 2H20 (2) 30 FeAsS + 202 + 3H + = S + Fe2 + + H3ASO4 (3) 6
Jos rikasteen liuotusvaiheessa pieni määrä kultaa on liuennut, se saostetaan takaisin liuotusjäännökseen jonkin sopivan pelkistimen tai adsorbentin, esimerkiksi aktiivihiilen avulla. Tämän jälkeen suoritetaan liuos/kiintoaine-erotus, jolloin liuoksesta erotetaan kiintoaineen sisältämä rikki, pyhitti ja 5 kulta. Näin saatua arseenivapaata liuotusjäännöstä käsitellään sopivalla tavalla kullan talteenottamiseksi. Liuotusjäännös käsittää rikin lisäksi mineraaleista hajoamisen tuloksena vapautuneen kullan, pyhitin ja sen sisältämän kullan, mutta ei rautaa ja arseenia. Tämän johdosta liuotus-jäännöksen määrä on suhteellisen pieni ja sillä on monia jatkokäsittely-10 mahdollisuuksia.If a small amount of gold has dissolved in the concentrate leaching step, it is precipitated back to the leaching residue by use of a suitable reducing agent or adsorbent, for example activated carbon. This is followed by a solution / solids separation to separate the sulfur, sacred and 5 gold in the solids. The arsenic-free leaching residue thus obtained is treated in a suitable manner to recover the gold. The leaching residue includes, in addition to sulfur, the gold released by the decomposition of minerals, the sacrificial agent and the gold contained therein, but not iron and arsenic. As a result, the amount of leaching residue is relatively small and has many possibilities for further treatment.
Liuotusjäännökselle voidaan suorittaa rikin vaahdotus (ei tarkemmin kuvassa), jolloin saadaan pyhitin ja rikin muodostama rikaste, joka sisältää lähes kaiken lähtöaineena käytetyn rikasteen kullan. Liuotusjäännöksen 15 koostumuksesta tai jatkoprosessista riippuen liuotusjäännös voidaan käsitellä myös ilman rikkirikastusvaihetta. Muodostetun rikkirikasteen ja/tai liuotusjäännöksen kultapitoisuus on niin suuri, että se voidaan johtaa pyrometallurgiseen käsittelyyn. Tämä voi tapahtua esimerkiksi sulatossa, jolloin jalometallien talteensaanto on korkea. Toinen mahdollinen jatkokäsit-20 telymenetelmä on pasutus, jossa pyhitti hapetetaan ja rikki poltetaan ja kulta liuotetaan pasutteesta syanidilla. Liuotusjäte voidaan niinikään käsitellä hydrometallurgisesti paineliuotuksella autoklaavissa, jolloin pyhitti hajoaa ja kulta voidaan liuottaa hyvällä saannolla syanidiin.The leaching residue can be subjected to sulfur flotation (not shown in detail) to give a blender and sulfur concentrate containing almost all of the gold in the concentrate used as starting material. Depending on the composition of the leaching residue 15 or the further process, the leaching residue may also be treated without a sulfur enrichment step. The gold content of the sulfur concentrate formed and / or the leaching residue is so high that it can be subjected to pyrometallurgical treatment. This can happen, for example, in a smelter, where the recovery of precious metals is high. Another possible further treatment method is roasting, in which the sacred is oxidized and sulfur is burned and gold is dissolved from the roast with cyanide. The leaching residue can also be hydrometallurgically treated by pressure leaching in an autoclave, whereupon the sacred decomposes and gold can be liberally dissolved in cyanide.
25 Kun liuotus suoritetaan edellä kuvatussa korkeassa happopitoisuudessa, pitää kiintoaine-erotuksessa saatu liuos neutraloida ennen sen johtamista uuttovaiheeseen. Keksinnön mukaisessa menetelmässä suoritetaan neutraloinnin yhteydessä myös raudan ja arseenin poisto liuoksesta saostamalla ne ferriarsenaattina (FeAs04 2H2O). Koska raudan määrä on 30 yleensä suurempi kuin arseenin, ylimäärä rautaa saostetaan samassa vaiheessa götiittinä (FeOOH) tai ferrihydroksidina (Fe(OH)3). Saostus suoritetaan neutraloimalla liuosta pH-arvoon noin 2 - 2,5. Neutralointi 7 suoritetaan sopivan neutralointiaineen kuten kalkkikiven, kalkin tai lipeän (NaOH) avulla.When the leaching is carried out at the high acid concentration described above, the solution obtained in the solid separation must be neutralized before being introduced into the extraction step. In the process of the invention, the iron and arsenic are also removed from the solution by precipitation as ferric arsenate (FeAs04 2H2O) in the process of neutralization. Since the amount of iron is generally higher than that of arsenic, the excess iron is precipitated in the same step as goethite (FeOOH) or ferric hydroxide (Fe (OH) 3). Precipitation is effected by neutralizing the solution to a pH of about 2 to 2.5. The neutralization 7 is carried out with a suitable neutralizing agent such as limestone, lime or lye (NaOH).
Epäpuhtauksista ja kiintoaineesta puhdistetun kaksiarvoisen kuparin 5 kloridiliuos johdetaan uuttoon. Kuparin takaisinuutto orgaanisesta liuoksesta suoritetaan rikkihapon vesiliuokseen, joka johdetaan elektrolyysiin elementti-kuparin talteenottamiseksi. Koska tunnetut kuparin uuttoaineet ovat selektiivisiä lähinnä kaksiarvoisen kuparin suhteen, kuprikloridiliuos voidaan johtaa suoraan uuttoon ilman hapetusvaiheita.The divalent copper chloride solution 5, purified from impurities and solids, is subjected to extraction. Copper back extraction from the organic solution is carried out in aqueous sulfuric acid which is subjected to electrolysis to recover the elemental copper. Since known copper extraction agents are selective for mainly divalent copper, the cupric chloride solution can be subjected to direct extraction without oxidation steps.
1010
Uuttovaihe on kaaviossa kuvattu vain yhtenä vaiheena, mutta se sisältää uuttoon normaalisti kuuluvat uutto- ja takaisinuuttovaiheet. Uuttovaiheessa kuprikloridin vesiliuos saatetaan kontaktiin orgaanisen uuttoaineen kanssa ja kupari saatetaan siirtymään orgaaniseen faasiin. Uuttovaihe sisältää 15 normaalin sekoitus- ja laskeutusosan, vaikka niitä ei ole tarkemmin kuvattu kaaviossa. Uuttoaineeksi soveltuu mikä tahansa tunnettu kuparin uuttoaine kuten oksimit, jotka on laimennettu sopivaan liuottimeen, esimerkiksi kerosiiniin.The extraction step is described in the diagram as only one step, but it includes the extraction and back extraction steps that are normally included in the extraction. In the extraction step, the aqueous cupric chloride solution is contacted with the organic extractant and the copper is subjected to the organic phase. The extraction step includes 15 normal mixing and settling portions, although they are not described in more detail in the diagram. Suitable extraction agents are any known copper extraction agent such as oximes diluted in a suitable solvent, for example kerosene.
20 Uuttovaiheen kloridipitoinen vesiliuos, raffinaatti, joka on köyhtynyt kuparista ja jonka happopitoisuus on noussut, johdetaan takaisin rikasteen liuotukseen. Uuttovaiheista tuleva orgaaninen liuos johdetaan pesun kautta takaisinuuttoon. Takaisinuutossa kaksiarvoisen kupari-ionin sisältävä orgaaninen liuos saatetaan kontaktiin rikkihapon vesiliuoksen kanssa ja kupari 25 siirtyy vesifaasiin sulfaattina, josta se otetaan talteen elektrolyysin avulla. Kun kuparin talteenotto tapahtuu kuparielektrolyysissä, voidaan takaisinuutossa käyttää rikkihappoisena vesiliuoksena elektrolyysin paluuhappoa.The aqueous chloride aqueous solution of the extraction stage, raffinate depleted of copper and having an increased acid content, is recycled to concentrate leaching. The organic solution from the extraction steps is recycled through washing. In the back extraction, the organic solution containing the divalent copper ion is contacted with an aqueous sulfuric acid solution and the copper 25 enters the aqueous phase as sulfate, where it is recovered by electrolysis. When copper recovery is carried out by copper electrolysis, the electrolysis return acid can be used as back sulfuric acid in aqueous extraction.
3030
Claims (12)
Priority Applications (9)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070912A FI120315B (en) | 2007-11-27 | 2007-11-27 | A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic |
PE2008001911A PE20091287A1 (en) | 2007-11-27 | 2008-11-12 | METHOD FOR PROCESSING A PYRITE CONCENTRATE CONTAINING GOLD, COPPER AND ARSENIC |
CA 2706414 CA2706414C (en) | 2007-11-27 | 2008-11-20 | Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic |
PCT/FI2008/050672 WO2009068735A1 (en) | 2007-11-27 | 2008-11-20 | Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic |
AU2008328638A AU2008328638B2 (en) | 2007-11-27 | 2008-11-20 | Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic |
MX2010005599A MX2010005599A (en) | 2007-11-27 | 2008-11-20 | Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic. |
BRPI0819618 BRPI0819618A2 (en) | 2007-11-27 | 2008-11-20 | Method for processing pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic |
CL2008003513A CL2008003513A1 (en) | 2007-11-27 | 2008-11-26 | Method for processing pyritic copper sulfide concentrate containing gold and / or metals from the platinum and arsenic group that comprises leaching the concentrate in aqueous solution of cucl2 and alkali chloride with hcl, regulating redox potential with oxidizing agent at 400-600 mv with reference to ag / agcl electrode and pH 0.2-1. |
ZA2010/03204A ZA201003204B (en) | 2007-11-27 | 2010-05-06 | Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic |
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070912 | 2007-11-27 | ||
FI20070912A FI120315B (en) | 2007-11-27 | 2007-11-27 | A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI20070912A0 FI20070912A0 (en) | 2007-11-27 |
FI20070912A FI20070912A (en) | 2009-05-28 |
FI120315B true FI120315B (en) | 2009-09-15 |
Family
ID=38786690
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI20070912A FI120315B (en) | 2007-11-27 | 2007-11-27 | A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic |
Country Status (9)
Country | Link |
---|---|
AU (1) | AU2008328638B2 (en) |
BR (1) | BRPI0819618A2 (en) |
CA (1) | CA2706414C (en) |
CL (1) | CL2008003513A1 (en) |
FI (1) | FI120315B (en) |
MX (1) | MX2010005599A (en) |
PE (1) | PE20091287A1 (en) |
WO (1) | WO2009068735A1 (en) |
ZA (1) | ZA201003204B (en) |
Families Citing this family (15)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US8052774B2 (en) * | 2009-03-31 | 2011-11-08 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Method for concentration of gold in copper sulfide minerals |
CN101817553B (en) * | 2010-04-02 | 2012-03-07 | 云南锡业集团(控股)有限责任公司 | Method for treating arsenic-containing smoke dust |
FI124954B (en) * | 2013-04-30 | 2015-04-15 | Outotec Oyj | A process for preparing a solution containing gold and a process arrangement for recovering gold and silver |
CN105734300B (en) * | 2014-12-08 | 2018-03-27 | 云南云铜锌业股份有限公司 | A kind of method that recovery copper, arsenic are cured as scorodite from copper fumes |
AU2016224142B2 (en) * | 2015-02-24 | 2021-05-06 | Intec International Projects Pty Ltd | Processing of sulfidic ores |
US11427886B2 (en) | 2015-04-21 | 2022-08-30 | Excir Works Corp. | Methods for simultaneous leaching and extraction of precious metals |
RU2651017C1 (en) * | 2017-09-20 | 2018-04-18 | Общество с ограниченной ответственностью "Золотодобывающая Корпорация" | Method of leaching pyrite containing raw materials |
CN108220618A (en) * | 2018-01-19 | 2018-06-29 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | Arsenic-fixing and copper-extracting method for high-arsenic copper sulfide ore |
JP6998259B2 (en) | 2018-03-30 | 2022-01-18 | Jx金属株式会社 | How to treat copper ore |
CN111225988B (en) * | 2018-09-29 | 2022-04-29 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | Oxygen pressure leaching method of copper sulfide concentrate and copper smelting method |
CN110216018A (en) * | 2019-05-28 | 2019-09-10 | 西北矿冶研究院 | Beneficiation method for high-mud fine-grain copper oxide ore |
CN110256079B (en) * | 2019-06-26 | 2021-01-26 | 中国科学院地球化学研究所 | Preparation method of high-purity compact arsenopyrite electrode |
CN112063833B (en) * | 2020-08-21 | 2022-03-29 | 向双清 | Method for removing arsenic and inhibiting sulfur loss of copper concentrate |
CN113088702B (en) * | 2021-04-01 | 2022-04-05 | 云南黄金矿业集团股份有限公司 | Method for recovering valuable elements from acid leaching solution of roasting slag of gold-containing sulfur concentrate |
CN114934170B (en) * | 2022-05-23 | 2024-04-19 | 江西理工大学 | Method for separating arsenic and antimony from copper electrolysis black copper sludge and recovering copper |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5820966A (en) * | 1997-12-09 | 1998-10-13 | Inco Limited | Removal of arsenic from iron arsenic and sulfur dioxide containing solutions |
AUPP543798A0 (en) * | 1998-08-24 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals |
FI115534B (en) * | 2002-10-15 | 2005-05-31 | Outokumpu Oy | Process for extraction of metals by means of chloride solution and extraction |
FI117708B (en) * | 2004-04-30 | 2007-01-31 | Outokumpu Technology Oyj | Procedure for the extraction of gold in connection with the manufacture of copper |
-
2007
- 2007-11-27 FI FI20070912A patent/FI120315B/en not_active IP Right Cessation
-
2008
- 2008-11-12 PE PE2008001911A patent/PE20091287A1/en not_active Application Discontinuation
- 2008-11-20 MX MX2010005599A patent/MX2010005599A/en active IP Right Grant
- 2008-11-20 CA CA 2706414 patent/CA2706414C/en not_active Expired - Fee Related
- 2008-11-20 BR BRPI0819618 patent/BRPI0819618A2/en active Search and Examination
- 2008-11-20 WO PCT/FI2008/050672 patent/WO2009068735A1/en active Application Filing
- 2008-11-20 AU AU2008328638A patent/AU2008328638B2/en not_active Ceased
- 2008-11-26 CL CL2008003513A patent/CL2008003513A1/en unknown
-
2010
- 2010-05-06 ZA ZA2010/03204A patent/ZA201003204B/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
AU2008328638A1 (en) | 2009-06-04 |
AU2008328638B2 (en) | 2013-01-24 |
CA2706414C (en) | 2014-02-11 |
CA2706414A1 (en) | 2009-06-04 |
FI20070912A (en) | 2009-05-28 |
MX2010005599A (en) | 2010-06-09 |
FI20070912A0 (en) | 2007-11-27 |
BRPI0819618A2 (en) | 2015-05-05 |
WO2009068735A1 (en) | 2009-06-04 |
ZA201003204B (en) | 2011-06-29 |
CL2008003513A1 (en) | 2009-06-05 |
PE20091287A1 (en) | 2009-09-03 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
FI120315B (en) | A process for treating a pyrite concentrate containing gold, copper and arsenic | |
CA2650043C (en) | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions | |
US6641642B2 (en) | High temperature pressure oxidation of ores and ore concentrates containing silver using controlled precipitation of sulfate species | |
AU2014276702A1 (en) | Method of recovering copper and precious metals | |
EP2992119B1 (en) | Method of preparing a gold-containing solution and process arrangement for recovering gold and silver | |
ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
WO2015178752A1 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of copper, lead and/or zinc | |
CA2994566C (en) | Method for reducing arsenic content in arsenic-bearing gold material | |
US20230193418A1 (en) | Sulphide oxidation in leaching of minerals | |
US7037357B2 (en) | Recovery of metals from jarosite-containing materials | |
CA2994578C (en) | Hydrometallurgical method for silver recovery | |
AU2002248801A1 (en) | Recovery of metals from jarosite-containing materials |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
FG | Patent granted |
Ref document number: 120315 Country of ref document: FI |
|
MM | Patent lapsed |