FI66647C - Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial - Google Patents

Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial Download PDF

Info

Publication number
FI66647C
FI66647C FI812642A FI812642A FI66647C FI 66647 C FI66647 C FI 66647C FI 812642 A FI812642 A FI 812642A FI 812642 A FI812642 A FI 812642A FI 66647 C FI66647 C FI 66647C
Authority
FI
Finland
Prior art keywords
slurry
dissolution
weight
process according
oxygen
Prior art date
Application number
FI812642A
Other languages
English (en)
Swedish (sv)
Other versions
FI66647B (fi
Inventor
Seppo Olavi Heimala
Original Assignee
Outokumpu Oy
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 Outokumpu Oy filed Critical Outokumpu Oy
Priority to FI812642A priority Critical patent/FI66647C/fi
Priority to US06/396,461 priority patent/US4483827A/en
Priority to CA000408303A priority patent/CA1193448A/en
Priority to AU86623/82A priority patent/AU550180B2/en
Publication of FI66647B publication Critical patent/FI66647B/fi
Application granted granted Critical
Publication of FI66647C publication Critical patent/FI66647C/fi

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B21/00Obtaining aluminium
    • C22B21/0015Obtaining aluminium by wet processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B26/00Obtaining alkali, alkaline earth metals or magnesium
    • C22B26/20Obtaining alkaline earth metals or magnesium
    • C22B26/22Obtaining magnesium
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B47/00Obtaining manganese
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

1 66647
Hydrometallurginen menetelmä arvometallien ottamiseksi talteen sulfidisista silikaattipitoisista raaka-aineista Tämä keksintö kohdistuu menetelmään arvometallien, kuten nikkelin, kuparin, sinkin, mangaanin, koboltin, alumiinin ja magnesiumin ottamiseksi talteen sulfidisista silikaattipitoisista raaka-aineista ja erityisesti köyhistä sulfidisista silikaattipitoisista malmeista liettämällä hienojakoinen arvometallipitoinen raaka-aine veteen, saattamalla liete atmosfäärisissä olosuhteissa ja happamassa miljöössä alttiiksi selektiiviselle liuotukselle ja erottamalla arvometallipitoinen liuos kiinteästä liuotusjäännöksestä.
Keksinnön mukaisella menetelmällä voidaan käsitellä malmeja, jotka sisältävät nikkeliä, kuparia, sinkkiä, rautaa, rikkiä, piitä, mangaania, kobolttia, alumiinia, magnesiumia ja kalsiumia. Keksinnön mukaisella menetelmällä voidaan käsitellä kaikkia sulfidisia silikaattia sisältäviä malmeja, mutta myös nikkeli-, sinkki- ja kuparirikasteita voidaan käsitellä keksinnön mukaisella menetelmällä.
Teollisesti käyttökelpoiselta hydrometallurgiselta liuotusprosessilta köyhien sulfidisten silikaattipitoisten malmien sisältämien arvometallien talteenottamiseksi vaaditaan mm., että sen tulee sopia isoon mittakaavaan, olla vähän energiaa kuluttavaa, soveltua ilmastoon jossa sitä käytetään, ja olla ympäristöystävällinen, minkä lisäksi prosessin tulee olla taloudellinen ja varma.
Keksinnön mukainen menetelmä soveltuu erityisen hyvin kompleksisten sulfidisten silikaattipitoisten malmien käsittelyyn, joita niiden kompleksisesta rakenteesta johtuen ei ole voitu tyydyttävästi käsitellä vaahdottamalla ilman että saannot olisivat jääneet alhaisiksi ja reagenssikulutus ollut 2 66647 liian suuri. On myös ehdotettu kloridiliuosten käyttämistä arvometallien ottamiseksi talteen sulfidisista silikaat-tipitoisista raaka-ineista, mutta tällaisten menetelmien haittana ovat kloridipäästöt, suuri reagenssikulutus ja korroosiopulmat. On myös ehdotettu ammoniumsuolojen käyttämistä arvometallien ottamiseksi talteen sulfidisista si-likaattipitoisista raaka-aineista, mutta raaka-aineen korkean sulfidipitoisuuden johdosta on tällaisten menetelrien epäkohtina olleet ympäristöhaitat ja heitto taloudellisuus. Arvometalleja on myös ehdotettu otettaviksi talteen sulfidi-sisista silikaattipitoisista raaka-aineista hapon avulla, jota kierrätetään prosessissa. Raaka-aineen sisältämä hienojakoinen herkästi reagoiva silikaattiaines tekee kuitenkin tällaisen happokiertojärjestelmän vähemmän edulliseksi. Silikaatit liukenevat jo pH-arvossa 2,0-2,5, minkä johdosta aluminium(III)-ioneja liukenee liikaa liuokseen, minkä lisäksi silikaatit pyrkivät saostumaan sulfidien pinnoille estäen liuotuksen edistymisen ja jatkokäsittelyn.
Köyhien malmien prosessointiin on myös käytetty nk. baktee-riliuotusmenetelmiä, joissa kiertoliuoksen muodostaa hapan (pH 0,5-1,5) ferrisulfaattiliuos, johon on lisätty hiilidioksidia. Näillä menetelmillä ei kuitenkaan toistaiseksi ole päästy taloudellisesti kannattaviin tuloksiin.
Esillä olevan keksinnön tarkoituksena on näin ollen aikaansaada hydrometallurginen menetelmä arvometallien ottamiseksi talteen sulfidisista silikaattipitoisista raaka-aineista, jotka voivat sisältää esim. 0,2-0,4 paino-% nikkeliä, 0,1-0,3 paino-% kuparia, noin 0,5 paino-% sinkkiä, 6-16 paino-% rautaa, 5-15 paino-% rikkiä, noin 10 paino-% hiiltä grafiittina, noin 25 paino-% Si02:ta kvartsin muodossa, noin 25 paino-% SiC^ta silikaatin muodossa, noin 0,3 paino-% mangaania, noin 0,02 paino-% kobolttia, noin 6 paino-% alumiinia, noin 4 paino-% magnesiumia ja noin 2 paino-% kalsiumia, kuten esimerkiksi miastaliusketta ja sentapaista materiaalia siten, että arvometallit saadaan talteen taloudellisella tavalla.
3 66647
Keksinnön pääasialliset tunnusmerkit ilmenevät oheisesta patenttivaatimuksesta 1.
Esillä oleva keksintö perustuu siihen yllättävään havaintoon, että kun liuotus suoritetaan johtamalla hienojakoista sulfidia ja hiiltä sisältävään lietteeseen happipitois-ta kaasua laskee lietteen happamuus säädetysti niin, että saadaan korkea hyötysuhde hapelle ja arvometallien suhteen hyvin selektiivinen liuotus. Hiilen läsnäolon ansiosta happi pelkistyy hyvin helposti, niin että hapen hyötysuhde nousee korkeaksi ja arvometallien liukenemisnopeus kasvaa lieteseoksessa.
Liuotus suoritetaan edullisesti suhteellisen sakeassa lietteessä, jonka kiintoainepitoisuus on noin 40-75 paino-%.
Jos hienojakoinen arvometallipitoinen raaka-aine jo sisältää riittävästi hiiltä ei sitä tarvitse enää lisätä, muussa tapauksessa hienojakoista hiiltä lisätään edullisesti niin paljon, että lietteen hiilipitoisuus on noin 2-15 paino-%. Arvometallipitoinen raaka-aine ja siihen mahdollisesti erikseen lisätty hiili jauhetaan keksinnön suositussa suoritusmuodossa niin hienoksi, että ainakin 60 paino-% siitä ja edullisesti korkeintaan 95 paino-% siitä on osas-kooltaan alle 74 ^um.
Liuotuksen tehostamiseksi voidaan happipitoisen kaasun, kuten ilman, hapen tai näiden seoksen lisäksi lietteeseen puhaltaa rikkidioksidia. Lietteen pH pidetään edullisesti arvossa 2-4,5 liuotuksen aikana, ja lämpötila on edullisesti noin 20-70°C.
Liuotuksen kuluessa voidaan lietteestä erottaa hiiltä ja sulfidia vaahdottamalla, jolloin vaahdotus edullisesti suoritetaan ilman kokoojareagensseja joko suoraan ilmalla nostaen tai vaahdotteita käyttäen. Tällä tavoin vaahdotettu hiili voidaan palauttaa liuotusvaiheeseen.
Liuotus suoritetaan edullisesti suhteellisen korkeassa, edul- . 66647 4
Uses ti yli 10 metrin, kuten 10-20 m korkeassa reaktorissa ja reaktorista saatu metallisuolaliuos käsitellään sinänsä tunnetulla tavalla arvometallien ottamiseksi talteen liuoksesta, joka sen jälkeen palautetaan joko jauhatus- tai liuotusvaiheeseen.
Keksintöä selostetaan alla lähemmin viitaten oheiseen piirustukseen, joka esittää virtauskaaviota keksinnön suositusta suoritusmuodosta.
Esillä olevan keksinnön mukainen menetelmä soveltuu erityisen hyvin arvometalleja sisältävän mustaliuskeen käsittelyyn, jossa arvometallisulfidien lisäksi on hyvin suuria määriä rau-tasulfideja. Jos myös rauta hapettuisi käsittelyssä sulfaatiksi, tulisi arvometallien talteenotto kalliiksi, koska nikkelin, sinkin ja koboltin erottaminen rautasulfaattiliuoksesta on hyvin vaikeaa. Erotus on aikaisemmin suoritettu siten, että rauta on poistettu ensin ja sitten on erotettu arvometallit liuoksesta. Jos koko rautamäärä tai suurin osa siitä liukenee, vaatii tämän rautamäärän seostaminen niin suuren määrän neutralointiannetta, että koko malmin sisältämä metallin arvo kuluisi siihen. Tämän vuoksi on liuotus keksinnön mukaisesti suoritettu siten, että rauta ei mene liuokseen. Jotta tämä onnistuisi lähes täydellisesti on liuoksen happamuus ja hapetusaste pidettävä sellaisena, että rauta hapettuu ferriraudaksi ja saostuu esim. ferritrihydroksidina eli liuoksen pH:n on oltava yli 2. Tämä on välttämätöntä myös sen vuoksi, että silikaattimineraalit alkavat liueta alemmassa pH:ssa, mikä vaikeuttaa kiintoaineen erottamista.
Keksinnön mukaisella menetelmällä saadaan pääosa raudasta reagoimaan seuraavan bruttoreaktion mukaisesti:
FeS+3/4 O2+I,5H20 Fe(OH)3+S°. Rauta voidaan saostaa myös muina yhdisteinä esim. FeOOH:na. Tämän bruttoreaktion mukaisesti on myös yleensä toimittu sulfideja liuotettaessa, kuitenkin niin, että sulfidin erotus ja raudan hapetus ja saostus on suoritettu eri prosessivaiheissa. Esillä olevan keksinnön mukaisessa menetelmässä mustaliuskeen sisältämien sulfi-dien erotus ja raudan hapetus sekä saostus suoritetaan kui- 5 66647 tenkin samassa prosessivaiheessa. Koska arvometallit esiintyvät sulfideina voidaan nämä liuottaa hapettavasti, jolloin metallit saadaan liukenemaan sulfaatteina, joskin myös klo-ridiliuotus on mahdollinen.
Esillä olevan keksinnön mukaisessa ja oheisessa piirustuksessa esitetyssä menetelmässä jauhetaan arvometalleja sisältävä sulfidinen silikaattipitoinen raaka-aine, kuten mustaliuske niin hienoksi, että ainakin 50-70 paino-% siitä on osaskool-taan hienompaa kuin 74 ^,um ja sekoitetaan veteen sakeaksi lietteeksi, jonka kiintoainepitoisuus on 40-75 paino-% sekä saatetaan kosketukseen happea sisältävän kaasun, esim. ilman ja/tai hapen kanssa avoimessa astiassa.
Yli 20°C:n lämpötilassa sulfidien liukenemisnopeus kasvaa kaasun happipitoisuuden kasvun myötä ja edullisesti lämpötila säädetään 20-70°C:een käytettäessä ilmaa. Happea ja happiri-kastusta sekä korkeita reaktoreita esim. 50-150 m käytettäessä (happirikasteinen ilma-happi) voidaan systeemissä lämpötila 2- 2- npstaa systeemin omalla reaktiolämmöllä (lähinnä S —» S04 ) avoimessa "astiassa" jopa yli 100°C. Pääasiallisimmat lämpö-häviöt johtuvat veden haihtumisesta poistuvien kaasujen mukana. Lämpötilan säätö suoritetaan happi-typpi suhdetta säätämällä ja liuotusreaktorin korkeuden valinnalla. Muina lämpö-taseeseen vaikuttavina tekijöinä voidaan käyttää esim.: pH:ta, lietetiheyttä, hiilimäärää tms. Lämpötilan yläraja määräytyy reaktorin hydrostaattisen paineen mukaan (16 baaria vastaa 200°C laimeilla liuoksilla).
Liuotuksen nopeuttamiseksi voidaan lietteeseen lisätä rikkidioksidia pelkistys-hapetuspotentiaalilla ohjattuna siten, että liuotus tapahtuu liukenevien sulfidien (NiS, ZnS) anodi-sen potentiaalin puolella. Tällöin lietteen happamuus laskee mm. sekoitusnopeudesta ja -tavasta riippuen arvoon 3,5-2,5 muutaman tunnin - vuorokauden aikana.
Esillä olevassa keksinnössä oli yllättävää se, että hienojakoista sulfidia ja grafiittia (hiiltä) sisältävän lietteen happamuus laskee säädetysti niin, että happihyötysuhde on 6 66647 korkea ja liuotus hyvin selektiivinen arvometallien suhteen. Hiilen läsnäolon ansiosta happi pelkistyy helposti, jolloin hapen hyötysuhde kasvaa hyvin korkeaksi ja tämän ansiosta liukenemisnopeus myös kasvaa väkevässä lieteseoksessa, jossa on noin 15 paino-% sähköä johtavaa ainetta. Myös metallisul-fidit liukenevat alhaisilla potentiaaleilla, jolloin syntyy elementtirikkiä sulfaatti-ionien sijasta. Hiilen ansiosta myös jalommat sulfidit liukenevat, koska rauta(III)-ionin määrä kasvaa. Liuotus voidaan suorittaa happamuudessa joka on yli pH 2:n ja lisäksi voidaan käyttää halpoja reaktoreita, esim. kallioon louhittuja luolia. Isoissa liuotustiloissa voi esiintyä kohtia, joissa happea tai vastaavia komponentteja, kuten kolmiarvoista rautaa on liian vähän, jolloin lietteen sähkönjohtavuuden ansiosta sementoitumista ei tapahdu heti vaan systeemillä on tietty varakapasiteetti. Tällä tavoin suoritetun liuotuksen etuna on se, että liuotuksen keskivaiheella tai loppuosassa voidaan suorittaa hiilen vaahdotus. Tällöin myös loppuosa kupari-, nikkeli- ja sinkkisulfideista on mahdollista vaahdottaa ilman kokoojakemikaaleja yhdessä hiilirikasteen kanssa. Samalla hiili voidaan tarvittaessa ottaa kiertoon. Karkeammat sulfidirakeet voidaan vielä jauhattaa ennen kiertoon palauttamista. Koska hiili kerää itseensä mm. kultaa, hopeaa ja platinaa on tällä tavoin mahdollista erottaa myös näitä arvokkaita jalometalleja.
Keksinnön mukaisella menetelmällä saadaan elementtirikki sopivan huokoiseksi ja pinoutumaan osittain hiilen päälle, jonka ansiosta vältetään sulfaattisysteemissä esiintyvä haitallisena pidetty sulfidien passivoituminen tiiviin elementtirikki-kerroksen johdosta. Toisaalta, koska rikkihappoa muodostuu järjestelmässä hitaasti, esim. loppuosan rautasulfidin hapettumisen tuloksena, jää silikaatin liukeneminen vähäiseksi. Valtaosa hapettumisesta tapahtuu siten, että rautasulfidi hajoaa kolmLarvoiseksi raudaksi ja elementtirikiksi hiilen vaikutuksesta. On luonnollista ettei eri mineraalien liukenemisno-peuksista voida lyhyesti antaa aivan tarkkaa kuvaa, mutta voidaan kuitenkin todeta, että sulfidit pyrkivät liukenemaan stabiilisuuksiensa määräämässä järjestyksessä.
7 66647
Keksinnön mukaisella menetelmällä voidaan jalompien kupari-, nikkeli-ja sinkkisulfidien liukenemisnopeutta lisätä epäjalcmetallisulfidei-hin, esim. rautasulfidiin nähden.
Koetuloksista on todettavissa, että useampaa sulfidia sisältävissä järjestelmissä nopeutuu kuparin liukeneminen pH-arvossa 2-3 2-20 kertaiseksi siitä mitä se oli ilman hiililisäystä. Nopeuden lisäys riippuu mm. hiilen laadusta, raekoosta ja määrästä. Joskin hiiltä tarvitaan ei ylisuurten määrien (40 % vettä, 20 % hiiltä, 40 % malmia) käyttö kuitenkaan ole eduksi vaan pienentää ainoastaan reaktorin hyötytilavuutta.
Edullisimpana liuotuslämpötilana voidaan pitää 20-70°C, mutta liuotus voidaan suorittaa kaikissa 0-100°C:n välisissä lämpötiloissa. Mikäli kupari halutaan saada talteen hyvin tarkkaan, on lämpötilasta tingittävä ja jos sinkki halutaan hyvin tarkasti talteen, on käytettävä korkeita lämpötiloja.
Keksinnön mukaisella menetelmällä on mahdollista ottaa arvometalleja talteen jopa hienojakoisesta pyriitistä, koska keksinnön mukaisessa menetelmässä ei toimita pyriitin osalta puhtaasti anodisella puolella, vaan liuotukseen liittyy mm. ns. katodinen aktivointi. Tällöin lietteessä sekoitettavan yksittäisen FeS2/ CuFeS2 tms. rakeen potentiaali menee lyhyeksi aikaa katodiselle puolelle kyseessä olevaa raetta ajatellen. Tänä aikana pinnalta häviävät anodiset passivaatiokerrokset osittain. Sekoituksen vaikutus on yksiselitteinen. Liukeneminen on sitä parempaa mitä paremmin hapetin on lietteeseen dispergoitu. Sekoituksessa on myös jauhatusasteella oma vaikutuksensa, esim. elementti-rikin irrotessa reagoivilta pinnoilta. Jauhatus vaikuttaa mustaliuskeeseen kaksitahoisesti. Ensinnäkin normaali pinta-alan lisäyksen vaikutus ja liukenemismekanismeihin liittyvä vaikutus. On todettu, että mustaliuskeessa on kolmiulotteinen suhteellisen hyvin sähköä johtava grafiitti-sulfidi-verkosto. Jollei jauhatusastetta viedä riittävän pitkälle syntyy liuotuksessa vaikeuksia, mm. niin kauan kun kaik- 8 66647 ki Fe^-j{S on liuennut. On osoittautunut, että mikäli ainoastaan noin 20 paino-% mustaliuskeesta on hienompaa kuin 74 yUm, ei tätä raaka-ainetta yleensä saa liukenemaan riittävän nopeasti. Tällaisella raaka-aineella ei myöskään yleensä ole mahdollista aikaansaada hyviä nikke-lisaantoja. Kun mustaliuske jauhetaan niin hienoksi, että suurin osa siitä ja edullisesti ainakin 60 paino-% siitä on hienompaa kuin 74 ^um ollaan optimialueella. Jos jauha-tusastetta lisätään vielä tästär on olemassa vaara että liete pallottuu ylijauhatuksen vaikutuksesta ja joka tapauksessa kiintoaineen ja liuoksen erotus vaikeutuu. Tämä efekti on todettavissa, mikäli mustaliuske jauhetaan niin hienoksi, että esim. 95 paino-% siitä on hienompaa kuin 74 yum.
Liuotuksen nopeuttamiseksi voidaan lietteeseen lisätä rikkidioksidia, joka edistää emäksisten ainesten neutralointia, raudan hapettamiseksi kolmiarvoiseksi sekä syntyvän elementtirikin huokoisuuden lisäämiseksi. Tärkeintä on että rikkidioksidi varmistaa hyvän liuotustuloksen myös karkeammalla sulfidimateriaalilla. Liukenemisnopeus saadaan tällä tavoin 1,2-2-kertaiseksi. Kokonaisliuötusprosessin nopeuttamiseksi on mahdollistaa jakaa liuotettava raaka-aine kahteen tai useampaan osaan tunnetuilla menetelmillä, esim. magneettierotuksella, luokituksella jne.
Huolimatta eri faasien erilaisesta liukenemisnopeudesta saadaan hyvä kokonaisliuotustulos esim. nikkelillä. Yleisesti ottaen voidaan sanoa, että "epäjalot" sulfidit (FeS, MnS jne.) liukenevat käytännössä huomattavasti nopeammin kuin "jalot" sulfidit (CuFeS2, FeSj» M0S2 jne.).
Kun saadut fraktiot liuotetaan erikseen päästään taloudellisesti parhaimpaan tulokseen. Tällainen erillisliuotus merkitsee myös sitä, ettei epäjalompia sulfidifaaseja tarvitse välttämättä liuottaa tai kokonaan passivoida ennen kuin päästään jalompiin sulfideihin. Saatujen liuosten laatu on myös parempi kuin yhteisliuotuksella. On myös 9 66647 huomattava, että sekundäärisulf idimuodostus pienenee liuotuksessa korroosiotoiminnan heikentyessä. Yleensä yhteis-liuotus sopii suoraan hiilipitoiselle raaka-aineelle. Tämä pitää karkeasti sanottuna paikkansa silloin, kun FeS on alle 10 paino-% ja NiS on 0,3 paino-%. Hiiltä ja suurta lietetiheyttä käyttäen saadaan järjestelmän hapettavuus riitävän suureksi jo hyvin alhaisilla hapen paineilla, kun lietteessä on riittävästi sähköä johtavia faaseja. Tuloksena tästä on se, että kuparisulfidi, CuFeS2, NiS ja ZnS hapettuvat eli liukenevat ennenkuin kaikki FeS esimerkiksi vielä on reagoinut. Ja vaikka näin ei aina olisikaan, ei hapen kulutus hyvän hapen pelkistyshyötysuhteen takia ole tässä esitettävillä raaka-aineilla liian suuri. Keksinnön mukaista menetelmää käyttäen päästään mustalius-ketta käsiteltäessä tyypilliseen liuoskokoomukseen, jossa on 2,5 g/1 nikkeliä, 3,0 g/1 sinkkiä, 0,5 g/1 kuparia, 0,1 g/1 kobolttia, 0,5 g/1 rautaa, 1 g/1 alumiinia, 0,4 g/1 Si02· Tällaisesta liuoksesta on arvoaineiden talteenotto taloudellisesti kannattavaa sinänsä tunnetuilla menetelmillä. Arvoaineiden poiston jälkeen lievästi hapan tai neutraali liuos palautetaan joko jauhatukseen tai liuotukseen.
Keksintöä selostetaan alla lähemmin esimerkkien avulla. Esimerkki 1
Silikaattista sulfidimalmia, jossa oli Ni 0,34 paino-% (pentlandiitti, violariitti, FeS) Cu 0,15 paino-% (CuFeS2), Zn 0,55 paino-% (ZnS), Fe 11 paino-%, ( noin 6 paino-% FeS, 5 paino-% FeS2), S 10 paino-%, C 9 paino-% (grafiitti), Si02 kok. 49 paino-%, jauhettiin 94 paino-% alle 74 ^,um:n hienouteen ja tälle tehtiin seuraavat kokeet sen jälkeen, kun ensin oli valmistettu vesiliete, jossa oli 40 paino-% I^Orä ja 60 paino-% edellä mainittua jauhettua malmia.
a) Liete erotettiin pieneen 3 litran reaktoriin, sekoitet- 10 66647 tiin mekaanisesti potkurilla 2000 kierr/min, samalla, kun reaktorin pohjalle puhallettiin happea. Lämpötila oli 80°C. Kymmenen tunnin jälkeen liuotusjäännöksessä oli % Ni 0,06, Cu 0,07, Zn 0,14 ja S° 3,2. Saadun liuoksen pH oli laskenut kokeen alun 5,4:stä 2,6:een ja Al-pitoisuus oli 860 mg/l,Si02 400 mg/1 sekä Fe 380 mg/1, Redox-poten-tiaali oli + 380 mV vs SCE.
b) Liete liuotettiin, käyttäen ilmapuhallusta 5 metrin korkuisessa reaktorissa. Lämpötila oli 40°C. Kohdan a) liuotusjäännös saatiin 8 vuorokauden kuluttua. Happihyö-tysuhde hapetuksessa oli keskimäärin 9 %. Erona kohtaan a) oli lähinnä se, että kokeen lopussa pH oli 3,4 kun se alimmillaan oli kokeen aikana 2,9. Al-pitoisuus liuoksessa oli 1.1 g/1 ja Fe 0,8 g/1.
c) Liuotus tehtiin kuten kohdassa b), mutta 18 m korkeassa reaktorissa. Tällöin liuotuksessa päästiin kohdan a) kaltaiseen liuotusjäännökseen 7 vuorokauden kuluttua ja happihyötysuhteeksi saatiin 45 %, kun kokonaisilman ku- 3 lutus oli 470 Nm ilmaa/1000 kg malmia.
d) Liuotus tehtiin kuten kohdassa a), mutta kokeen alussa lietteen pH laskettiin H2S04-pitoisella liuoksella 1,8:aan.
Liuoksen AlJ kohosi 4,5 g/1:aan, Fe 26 g/1 jaan, SiC>2 3,4 g/1 ja liukeneminen lakkasi Ni-saannin ollessa n.
43 %.
Esimerkki 2
SuLfidista malmia, josta 91 % oli alle 74 ^,um, jossa oli paino-%:ssa Cu 1,0, Zn 1,5, Pb 0,54, Fe 30,0, S Rok 33, Si02 kok n 25 (FeS2, CuFeS2, ZnS. PbS, Cu1Q (ZnFeCu)2 As4 S13, Cu1Q (Zn, Fe, Cu) 2 St>4 S13, FeAsS) , liuotettiin lietteenä sellaisenaan sekä hiilen kanssa S04- ja Cl-systeemeissä.
a) Liuotus lietteenä (40 paino-% H20), jossa pH oli n 66647 2,5 (kiertoliuos), 10 paino-% jauhettua hiiltä (lisätty) ja 50 paino-% ym. sulfidistä malmia. Liuotus tapahtui halkaisijaltaan 10 cm:n ja korkeudeltaan 100 emin reaktoreissa ilmapuhalluksen avulla.
Yhden viikon liuotuksen jälkeen 60°C:ssa Cu^+-saanti 86 %, Zn-saanti 60 % ja kahden viikon kuluttua saatiin Cu 94 % ja Zn 72 %.
Saatu liuos suodatettiin pois ja sakalle tehtiin NaCl-HCl-pesu pH-arvossa 2,0 ja 80°C:ssa, sekoitusnopeus 800 kierr/min, 120 min. Pb-saanti kloridina oli 87 %. Kloridipesun jälkeen lietteestä vaahdotettiin hiili ja Cu-, Zn- sekä Pb-sulfidit käyttäen pientä määrää valopet-roolia. Jätteen Cu-, Zn- ja Pb-pitoisuudet olivat luokkaa 0,01-0,05 %. Hiilipitoisuus liuotuksen ja vaahdotuksen jälkeen oli jätteessä 0,3 %.
b) Liuotus tehtiin kuten kohdassa a), mutta hiili jätettiin pois (50 % H2O, 50 % malmia). Kahden viikon liuotuksen jälkeen muuten vastaavissa olosuhteissa kuparin saanti liuokseen oli 25 % ja sinkin 34 %.
c) Liuotus tehtiin muuten kuin kohdassa a), mutta sul-faattisysteemin sijasta liuotettiin NaCl (200 g/1) -HC1 systeemissä pH 2,5:ssä. Kahden viikon liuotuksen jälkeen Cu saanti liuokseen oli 84 %, sinkin 97 % ja lyijyn 96 %. Suodatuksen ja H20-pesun jälkeen tehtiin jäännössulfideille ja hiilelle kohdan a) tapaan vaahdotus. Tulokset tästä olivat a) kohtaa vastaavat.

Claims (9)

66647
1. Menetelmä arvometallien ottamiseksi talteen sulfiäisistä sillkaattipitoisista raaka-aineista Imettämällä hienojakoinen arvometallipitoinen raaka-aine veteen, saattamalla liete atmosfäärisissä olosuhteissa ja happamessa miljöössä alttiiksi selektiiviselle liuotukselle ja erottamalla arvometallipitoinen liuos kiinteästä liuotusjäännöksestä, tunnettu siitä, että liuotus suoritetaan johtamalla 2-15 paino-% hienojakoista hiiltä sisältävään lietteeseen happipitoista kaasua.
2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet-t u siitä, että niin paljon hienojakoista arvometallipi-toista raaka-ainetta sekä mahdollisesti lisättyä hiiltä Imetetään veteen, että lietteen kiintoainepitoisuus on 40-75 paino-%.
3. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että arvometallipitoinen raaka-aine sekä mahdollisesti lisätty hiili jauhetaan niin hienoksi, että ainakin 60 ja edullisesti korkeintaan 95 paino-% siitä on osaskooltaan alle 74 ^urn.
4. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että lietteeseen puhalletaan ilman, hapen tai niiden seoksen lisäksi myös rikkidioksidia.
5. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että lietteen pH säädetään arvoon 2-4,5.
6. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuotus suoritetaan lietteen lämpötilassa yli 20°C.
7. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuotuksen aikana erote- 13 66647 taan lietteestä hiiltä ja sulfidia vaahdottamalla, jolloin vaahdotus edullisesti suoritetaan happipitoisella kaasulla nostamalla ja/tai vaahdotteiden avulla.
8. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että vaahdottamalla erotettu hiili palautetaan lietteeseen.
9. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuotus suoritetaan ainakin 10. korkeassa reaktorissa. t 14 66647
FI812642A 1981-08-26 1981-08-26 Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial FI66647C (fi)

Priority Applications (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI812642A FI66647C (fi) 1981-08-26 1981-08-26 Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial
US06/396,461 US4483827A (en) 1981-08-26 1982-07-08 Hydrometallurgical process for the recovery of valuable metals from sulfidic, silicate-containing raw materials
CA000408303A CA1193448A (en) 1981-08-26 1982-07-28 Hydrometallurgical process for the recovery of valuable metals from sulfidic, silicate-containing raw materials
AU86623/82A AU550180B2 (en) 1981-08-26 1982-07-30 Hydrometallurgical process

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI812642A FI66647C (fi) 1981-08-26 1981-08-26 Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial
FI812642 1981-08-26

Publications (2)

Publication Number Publication Date
FI66647B FI66647B (fi) 1984-07-31
FI66647C true FI66647C (fi) 1984-11-12

Family

ID=8514658

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
FI812642A FI66647C (fi) 1981-08-26 1981-08-26 Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial

Country Status (4)

Country Link
US (1) US4483827A (fi)
AU (1) AU550180B2 (fi)
CA (1) CA1193448A (fi)
FI (1) FI66647C (fi)

Families Citing this family (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4722832A (en) * 1986-08-27 1988-02-02 Freeport-Mcmoran Resource Partners Sulfur recovery process
DE3923910A1 (de) * 1989-06-19 1990-12-20 Kamal Alavi Verfahren und anlage zur verwertung von geraeteschrott
FI98380C (fi) * 1994-02-17 1997-06-10 Outokumpu Eng Contract Menetelmä ja laitteisto suspensiosulatusta varten
GB9422476D0 (en) * 1994-11-08 1995-01-04 Sherritt Inc Recovery of zinc from sulphidic concentrates
GB9503877D0 (en) * 1995-02-27 1995-04-19 Sherritt Inc Recovery of copper from sulphidic concentrates
PE20210579A1 (es) * 2009-10-21 2021-03-22 Univ British Columbia Procedimiento de lixiviacion para concentrados de cobre con un catalizador de carbono
CN103706483A (zh) * 2013-11-29 2014-04-09 河南东大矿业股份有限公司 一种一水硬铝石铝土矿可选别的判断方法

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2898197A (en) * 1958-11-05 1959-08-04 Sherritt Gordon Mines Ltd Method of treating pyrrhotitic mineral sulphides containing non-ferrous metal values
GB1598454A (en) * 1977-03-15 1981-09-23 Sherritt Gordon Mines Ltd Leaching of metal sulphides
FR2432051A1 (fr) * 1978-07-27 1980-02-22 Inst Francais Du Petrole Procede permettant la recuperation d'elements metalliques contenus dans des produits carbones
US4343773A (en) * 1981-01-29 1982-08-10 University Of Utah Research Foundation Enhanced leaching of minerals which form product layers

Also Published As

Publication number Publication date
FI66647B (fi) 1984-07-31
CA1193448A (en) 1985-09-17
AU8662382A (en) 1983-03-03
AU550180B2 (en) 1986-03-06
US4483827A (en) 1984-11-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
FI123376B (fi) Arvokkaiden nikkeli- ja kobolttiosien talteenotto sulfidimalmin kellutusrikasteesta kloridiavusteisella hapettavalla paineuutolla rikkihapossa
JP3705815B2 (ja) 大気圧における鉱物浸出プロセス
AU2021202669B2 (en) Process for selective recovery of chalcophile group elements
US6833021B1 (en) Method for treating precious metal bearing minerals
US4033763A (en) Process for recovery of selected metal values from waste waters
EP0646185A1 (en) Production of metals from minerals
US8795612B2 (en) Leaching process for copper concentrates containing chalcopyrite
JPH0530887B2 (fi)
FI118473B (fi) Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista
AU664835B2 (en) Process for recovery of metal
WO2013173914A1 (en) Arsenic recovery from copper-arsenic sulphides
FI66647C (fi) Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av vaerdemetaller fraon sulfidiska silikathaltiga raomaterial
US4435369A (en) Hydrometallurgical process for extraction of nickel
AU2016404815B2 (en) Method for reducing arsenic content in arsenic-bearing gold material
US3969106A (en) Selective hydrometallurgical separation of lead from complex lead-zinc-copper sulfide ores or derived concentrates
CN109072337A (zh) 铜精矿硫酸盐化和浸出的方法
US4634467A (en) Hydrometallurgical process for copper recovery
JP3991934B2 (ja) 黄銅鉱を含む硫化銅鉱から銅を浸出する方法
Mwase An investigation of cyanide-based heap leaching for extracting precious metals from Platreef ore
MXPA06000519A (es) Metodo para la produccion de concentrados.
Scheidel The cyanide process: Its practical application and economical results
US1286922A (en) Separating minerals by flotation.
Bertini Novel applications of the sulfur dioxide/oxygen gas mixture system: Leaching of copper concentrates in ammoniacal solutions and remediation of contaminated sediments
AU6071499A (en) Method for treating precious metal bearing minerals
OA18658A (en) Process for selective recovery of Chalcophile Group Elements.

Legal Events

Date Code Title Description
MM Patent lapsed

Owner name: OUTOKUMPU OY