FI67497B - FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL - Google Patents
FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL Download PDFInfo
- Publication number
- FI67497B FI67497B FI793385A FI793385A FI67497B FI 67497 B FI67497 B FI 67497B FI 793385 A FI793385 A FI 793385A FI 793385 A FI793385 A FI 793385A FI 67497 B FI67497 B FI 67497B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- weight
- iron
- copper
- magnetic
- sulfur
- Prior art date
Links
Description
I- M KUULUTUS]ULKA1SU s η λ r\ r-, jfifi M (”)UTLAccN11i<-ssl[llll,T 674 9 7 C (4S) Fa'.cti ^' i 'ny ’:»n: t 10 04 1935 (51) K.Jt/lta.3 b 03 c 1/30 SUOMI—FINLAND pi 793385 (22) HalwmhHhe-Aweimtoe*! 30.10.79 * * (21) ANnplM—GlMghatadat 30.10.79 (41) T»M* HfcHltal — HvH clMdlg 01.05.81 PMmttl- ja rekisterihallitus . .. . ....... _I- M ADVERTISEMENT] ULKA1SU s η λ r \ r-, jfifi M (”) UTLAccN11i <-ssl [llll, T 674 9 7 C (4S) Fa'.cti ^ 'i' ny ':» n: t 10 04 1935 (51) K.Jt / lta.3 b 03 c 1/30 FINLAND — FINLAND pi 793385 (22) HalwmhHhe-Aweimtoe *! 30.10.79 * * (21) ANnplM — GlMghatadat 30.10.79 (41) T »M * HfcHltal - HvH clMdlg 01.05.81 PMmttl and Registry Board. ... ....... _
Patent- och rqbtentynlnn ' * jw»m nch«<i od» adllkrt^'li^Hnrad 31.12.84 (32)(33)(31) *oiolk«w—β·*Μ prtortut (71) Khimiko-metallurgichesky Institut Akademii Nauk Kazakhskoi SSR, ulitsa Dzerzhinskogo 63, Karaganda, USSR(SU) (72) Dzhantore Nurlanovich Abishev, Karaganda,Patent- and rqbtentynlnn '* jw »m nch« <i od »adllkrt ^' li ^ Hnrad 31.12.84 (32) (33) (31) * oiolk« w — β · * Μ prtortut (71) Akademii Nauk Kazakhskoi SSR, ulitsa Dzerzhinskogo 63, Karaganda, USSR (SU) (72) Dzhantore Nurlanovich Abishev, Karaganda,
Evnei Arstanovich Buketov, Karaganda,Evnei Arstanovich Buketov, Karaganda,
Aigul Taukeshevna Shindauletova , Alma-Ata,Aigul Taukeshevna Shindauletova, Alma-Ata,
Nazumkul Baltynova, Karaganda,Nazumkul Baltynova, Karaganda,
Ida Naumovna Babskaya, Karaganda,Ida Naumovna Babskaya, Karaganda,
Abubakir Kobzhasovich Kobzhasov, Karaganda,Abubakir Kobzhasovich Kobzhasov, Karaganda,
Vitaly Pavlovich Malyshev, Karaganda,Vitaly Pavlovich Malyshev, Karaganda,
Ivan Khristyanovich Bauer, Karaganda,Ivan Khristyanovich Bauer, Karaganda,
Murat Mukhamedinovich Mukhamedinov, Pavlodarskaya oblast,Murat Mukhamedinovich Mukhamedinov, Pavlodarskaya oblast,
Temirkhan Aidarbekovich Kusainov, Karaganda,Temirkhan Aidarbekovich Kusainov, Karaganda,
Kasken Nazymbekovna Orazalina, Karaganda,Kasken Nazymbekovna Orazalina, Karaganda,
Eslambek Arstanovich Buketov, Karagaily, USSR(SU) (74) Oy Koister Ab (54) Menetelmä pyrii11i-pi toisen monimetä 11i-raaka-aineen käsittelemiseksi -Förfarande för behandling av pyrithaltigt polymetal 1iskt ramaterialEslambek Arstanovich Buketov, Karagaily, USSR (SU) (74) Oy Koister Ab (54) Method for processing pyrii11i-pi second multi-name 11i raw material -Förfarande för behandling av pyrithaltigt polymetal 1iskt ramaterial
Keksintö on metallurgian alalta ja erityisesti sen kohteena on menetelmä pyriitti-pitoisen monimetalli-aineksen käsittelemiseksi alkuainerikin ja pyrrotiitti-rikasteen saamiseksi käsiteltäväksi edelleen tarkoituksena poistaa jäämärikki siitä, sekä rautamalmi-pellettien ja tuotteen saamiseksi, joka on rikastettu ei-rauta-, harvinaisilla tai jalometalleilla, erotettavaksi selektiivisten vakioitujen rikasteiden muodostamiseksi jollakin tavanomaisella menetelmällä.The invention relates to the field of metallurgy and in particular to a process for the treatment of pyrite-containing multimetal material for further processing of elemental sulfur and pyrrotite concentrate for the purpose of removing residual sulfur therefrom, and for obtaining iron ore pellets and a product enriched with non-ferrous, rare or precious metals. to be separated to form selective standardized concentrates by any conventional method.
Tälle keksinnölle löytyy edullista käyttöä käsiteltäessä py-riittipitoista monimetalliainesta, joka sisältää ei-rauta-, harvinaisia ja jalometalleja.The present invention finds advantageous use in the treatment of a pyrite-containing multimetallic material containing non-ferrous, rare and precious metals.
Tekniikan tasolla tunnetaan menetelmä pyriitti-rikasteen käsittelemiseksi, joka käsittää tämän aineksen kuumentamisen (pasutta-misen) inertissä kaasuatmosfäärissä ilman ilman luoksepääsyä ja sen saattamisen sitten leijupasutukseen lämpötilassa väliltä 1800 -2000°C.A process for treating a pyrite concentrate is known in the art, which comprises heating (roasting) this material in an inert gas atmosphere without access to air and then subjecting it to fluidized bed at a temperature between 1800 and 2000 ° C.
2 67497 Tällöin pyriitti-rikaste, joka sisältää 46 paino-% rautaa ja 52,8 paino-% rikkiä, saatetaan lämpöhajotukseen, jolloin muodostuu metal-likiveä ja alkuainerikki erottuu. Metallikivi rakeistetaan sitten ja pasutetaan uunissa leijukerroksessa, mihin liittyy rikkikaasujen vapautuminen käytettäviksi rikkihapon valmistukseen. Syntynyt rautari-kaste voi sisältää rautaa 67 paino-%:iin asti.2,6497 In this case, the pyrite concentrate, which contains 46% by weight of iron and 52.8% by weight of sulfur, is subjected to thermal decomposition, whereby a metal liquor is formed and elemental sulfur is separated. The metal rock is then granulated and roasted in an oven in a fluidized bed, which involves the release of sulfur gases for use in the production of sulfuric acid. The resulting iron dew may contain up to 67% by weight of iron.
Edellä kuvatulla menetelmällä ei kuitenkaan onnistuta ottamaan talteen ei-rauta-, harvinaisia jalometalleja. Se sopii ainoastaan runsaasti rikkiä sisältävän pyriitti-rikasteen käsittelyyn.However, the method described above fails to recover non-ferrous, rare precious metals. It is only suitable for the treatment of pyrite concentrate, which is rich in sulfur.
Tunnetaan myös menetelmä vähemmän rikkiä ja rautaa sisältävien pyriitti-rikasteiden käsittelemiseksi, jotka sisältävät 38,5 paino-% rautaa, 39,1 paino-% rikkiä ja 20 paino-% sivukiveä. Tämä menetelmä käsittää lähtöaineen hapettavan pasutuksen, joka suoritetaan uunissa leijukerroksessa 965°C:n lämpötilassa. Syntynyt pasute saatetaan sitten pelkistävään magnetoivaan pasutukseen, joka suoritetaan lämpötilassa väliltä 550-650°C, mitä seuraa sen magneettinen erotus tapahtuu 100-600 örstedin magneettisella kenttävoimakkuu-della. Syntynyt magneettinen tuote pelletisoidaan ja sitä kuumennetaan, minkä jälkeen se sisältää rautaa 66 paino-%:iin asti, jolloin se on tehty sopivaksi masuunisulatusta varten.A process for treating pyrite concentrates containing less sulfur and iron and containing 38.5% by weight of iron, 39.1% by weight of sulfur and 20% by weight of side rock is also known. This method comprises oxidative roasting of the starting material in a fluidized bed furnace at a temperature of 965 ° C. The resulting roast is then subjected to a reducing magnetizing roasting carried out at a temperature between 550-650 ° C, followed by its magnetic separation at a magnetic field strength of 100-600 örsted. The resulting magnetic product is pelletized and heated, after which it contains iron up to 66% by weight, making it suitable for blast furnace melting.
Myöskään tällä menetelmällä ei onnistuta ottamaan talteen ei-rauta-, harvinaisia ja jalometalleja.This method also fails to recover non-ferrous, rare and precious metals.
Ei-rauta- ja jalometallien talteenotto pyriitti-rikasteista suoritetaan lähtöaineen hapettavalla pasutuksella uuneissa leijuker-roksessa 900°C:n lämpötilassa. Syntyneet kaasut käytetään rikkihapon valmistukseen ja hapetettu pasute rakeistetaan kalsiumkloridin 40-%:isessa liuoksessa saatettavaksi sen jälkeen sekundääriseen pasutukseen, joka suoritetaan 1 250°C:n lämpötilassa pyörivissä sylin-terimäisissä uuneissa. Syntynyttä rautaa sisältävää tuotetta käytetään masuuneissa. Sekundäärisessä pasutusprosessissa kehittyneet kaasut sisältävät ei-rauta- ja jalometallien klorideja.Recovery of non-ferrous and precious metals from pyrite concentrates is carried out by oxidative roasting of the starting material in fluidized bed furnaces at a temperature of 900 ° C. The resulting gases are used to produce sulfuric acid and the oxidized roast is granulated in a 40% solution of calcium chloride to be subjected to secondary roasting in cylindrical kilns rotating at 1,250 ° C. The resulting iron-containing product is used in blast furnaces. The gases generated in the secondary roasting process contain chlorides of non-ferrous and precious metals.
Edellä kuvattu menetelmä käsittää kuitenkin runsaspitoisten pyriittirikasteiden kaksivaiheisen pasutuksen, jotka suoritetaan korkeissa lämpötiloissa, mikä huomattavasti lisää käyttökustannuksia.However, the method described above involves the two-stage roasting of high-content pyrite concentrates, which are carried out at high temperatures, which considerably increases the operating costs.
Eräs toinen tunnettu menetelmä ei-rauta- ja jalometallien tal-teenottamiseksi monimetalliaineksesta, käsittää tämän aineksen hapettavan pasutuksen, joka suoritetaan uunissa leijukerroksessa lämpötilassa välillä 704-816°C, kunnes saadaan pyrrotiittia. Pyrrotiitti 3 67497 saatetaan sitten vesiuuttoon autoklaavissa syöttäen siihen paineen-alaista happea. Ei-rautametallit menevät liuokseen, josta ne edelleen saostuvat rikkivedyn avulla.Another known method for recovering non-ferrous and precious metals from a multi-metal material comprises oxidative roasting of this material in a fluidized bed furnace at a temperature between 704-816 ° C until pyrrotite is obtained. Pyrrotite 3 67497 is then subjected to water extraction in an autoclave with a supply of pressurized oxygen. Non-ferrous metals go into solution, from which they further precipitate with hydrogen sulfide.
Kuitenkin pasutusprosessi, johon liittyy autoklaavi-uutto ja sitä seuraava ei-rautametallien nestemetallurginen talteenotto, tekee edellä esitetyn menetelmän vaivalloiseksi ja monimutkaiseksi.However, the roasting process involving autoclave extraction followed by liquid metallurgical recovery of non-ferrous metals makes the above method cumbersome and complex.
Erilaiset menetelmät, joita nykyään käytetään vaikeasti käsiteltävien monimetallimalmien käsittelyyn, eivät huolimatta lukuisista muunnoksista ja parannuksista pysty tyydyttämään ei-rauta-metal-lurgian kasvavia vaatimuksia runsaspitoisille selektiivisille rikasteille. Siten pyriittipitoisten monimetallirikasteiden, välituotteiden ja liejun kokonaismäärän lisääntyminen tekee ehdottoman välttämättömäksi ja olennaiseksi tehokkaiden ja laajasisältöisten menetelmien kehittämisen tämäntyyppisten aineiden käsittelemiseksi antamaan arvokkaita tuotteita, kuten alkuainerikkiä, rautamalmipellettejä ja ei-rautametallien rikasteita.The various methods currently used to process difficult-to-process multimetal ores are unable to meet the growing demands of non-ferrous metallurgy for high-content selective concentrates, despite numerous modifications and improvements. Thus, the increase in the total amount of pyrite-containing multimetal concentrates, intermediates and sludge makes it absolutely necessary and essential to develop efficient and comprehensive methods for treating these types of substances to provide valuable products such as elemental sulfur, iron ore pellets and non-ferrous metal concentrates.
Sen tähden tämän keksinnön yhtenä tavoitteena on torjua edellä esitetyt haitat.Therefore, it is an object of the present invention to overcome the above disadvantages.
Keksintö tähtää pääasiallisesti menetelmän aikaansaamiseen kiisupitoisen monimetalliaineksen käsittelemiseksi, joka menetelmä edistää tehokkaampaa arvokkaiden komponenttien, ei-rauta-, harvinaiset ja jalometallit mukaan luettuna, talteenottoa ja jossa virtaus-kaavio on yksinkertaistettu ja käyttökustannukset alennettu.The main object of the invention is to provide a process for the treatment of a fibrous multimetal material which promotes more efficient recovery of valuable components, including non-ferrous, rare and precious metals, and in which the flow diagram is simplified and operating costs are reduced.
Keksinnön tähän tavoitteeseen päästään menetelmällä kiisupitoisen monimetalliaineksen käsittelemiseksi, joka menetelmä käsittää aineksen kuumentamisen ilman luoksepääsemättä ja sen myöhemmän jakamisen tuotteiksi magneettierotuksen avulla, jolloin keksinnön mukaisesti kuumentaminen ennen magneettierotusta suoritetaan lämpötilassa väliltä 700-800°C 1-2 tunnin aikana.This object of the invention is achieved by a method for treating a fibrous multimetal material, which method comprises heating the material without access to air and subsequently dividing it into products by magnetic separation, the heating according to the invention being carried out at a temperature between 700-800 ° C for 1-2 hours.
Kun lähtöainetta on kuumennettu suuruusluokaltaan 700-800°C:n lämpötilassa 1-2 tunnin ajan, ei sen sisältämissa arvokkaissa mineraaleissa ja sivukivessä tapahdu kemiallisia muutoksia ja pyriitti dissosioituu seuraavan reaktiokaavan mukaisestiAfter heating the starting material at a temperature of the order of 700-800 ° C for 1-2 hours, no valuable changes occur in the valuable minerals and side rock it contains and the pyrite dissociates according to the following reaction formula
FeS2 —>FenSn+1+S°, jossa n - 5-10.FeS2 -> FenSn + 1 + S °, where n - 5-10.
Tämä tekee mahdolliseksi saada n. 43-45 paino-% pyriitti-rik-kiä alkuainetilassa ja saamaan diamagneettinen pyriitti muuttumaan 4 67497 ferromagneettiseksi heksagonaaliseksi pyrrotiitiksi. Lämpökäsittely-prosessiin (pasutukseen) liittyy ei-rautametallien hapetettujen mineraalien Tikittäminen, mineraalien rakeiden kuumennushienontaminen ja aineksen itsejauhautuminen, mistä on seurauksena arvokkaiden metallien suurempi saanto, mineraalien parantunut erottuminen raagneet-tierotuksen aikana ja pienempi energian tarve myöhempiä murskauspro-sesseja varten.This makes it possible to obtain about 43-45% by weight of pyrite-sulfur in the elemental state and to cause the diamagnetic pyrite to be converted into 4 67497 ferromagnetic hexagonal pyrrotite. The heat treatment process (roasting) involves the ticking of oxidized minerals of non-ferrous metals, the thermal grinding of mineral granules, and the self-grinding of the material, resulting in higher yields of precious metals, improved separation of minerals during crude separation, and lower energy requirements.
Kuumennettaessa lähtöaine alle 700°C:n lämpötilaan, havaitaan pyriitin epätäydellinen muuttuminen ferromagneettiseksi pyrrotiitiksi, kun taas yli 800°C:n lämpötiloissa ja kuumennusjaksojen ylittäessä kaksi tuntia, tapahtuu ferromagneettisen pyrrotiitin muuttumista ei-magneettiseksi pyrrotiitiksi, jonka rikkipitoisuus on pienempi, troi-liitiksi asti. Tämä vähentää jyrkästi raudan talteenottoa, joka havaitaan magneettisessa pyrrotiitti-rikasteessa.When the starting material is heated below 700 ° C, an incomplete conversion of pyrite to ferromagnetic pyrrhotite is observed, while at temperatures above 800 ° C and heating periods exceeding two hours, conversion of ferromagnetic pyrrhotite to non-magnetic pyrrhotite with a lower sulfur content occurs, . This drastically reduces the iron recovery observed in the magnetic pyrrotite concentrate.
On suotavaa, että seinät, jotka ympäröivät ainesta käsittelyn aikana, kuumennetaan lämpötilaan, joka on 100-200°C korkeampi kuin aineksen haihtuvien aineosien kiehumalämpötila.It is desirable that the walls surrounding the material during processing be heated to a temperature 100-200 ° C higher than the boiling point of the volatile components of the material.
Kun tämä ehto otetaan huomioon, muodostuu uunin seinien ja käsiteltävän aineen väliin sola, joka on täyttynyt kaasumaisilla ja höyrymäisillä tuotteilla, jotka ovat muodostuneet pasutusprosessin aikana. Kaasumaisten ja höyrymäisten tuotteiden läsnäolo auttaa käsitellyn aineen luisuliikettä sen laskeutuessa, vähentää sen sulamis-määrää ja poistaa sen "hirttäytymisen", vähentää sen sulamismäärää ja estää sen tarttumisen uunin seiniin, taaten siten aineksen, jonka kosteuspitoisuus ja hiukkaskoko voi käytännöllisesti olla mikä tahansa, menestyksellisen käsittelyn.When this condition is taken into account, a gap is formed between the furnace walls and the material to be treated, which is filled with gaseous and vaporous products formed during the roasting process. The presence of gaseous and vaporous products helps the slurry of the treated material as it settles, reduces its melting rate and eliminates "hanging", reduces its melting rate and prevents it from sticking to the furnace walls, thus ensuring successful handling of material of virtually any moisture content and particle size. .
Jos käsittelynalaista ainetta ympäröivien uuniseinien lämpötila on n. 100°C alempi kuin aineksen haihtuvien komponenttien kiehumalämpötila, ei haluttuja tuloksia voida saavuttaa; uuniseinien lämpötilan nostaminen enemmällä kuin 200°C:lla on taloudellisesti kannattamatonta .If the temperature of the oven walls surrounding the substance to be treated is about 100 ° C lower than the boiling point of the volatile components of the material, the desired results cannot be obtained; raising the temperature of the furnace walls by more than 200 ° C is not economically viable.
Kun käsitellään kuparia sisältävää ainesta, sen jäähdyttäminen suoritetaan edullisesti nopeudella 2-4°/min, ja magneettinen erotus suoritetaan edullisesti kahdessa vaiheessa, erottaen ensin rautasulfidit magneettikentän voimakkuudella väliltä 1 000 - 2 000 örstediä, mitä seuraa kuparisulfidien erottaminen, joka suoritetaan kenttävoimakkuudella väliltä 4 500 - 6 000 örstediä.When treating a copper-containing material, its cooling is preferably performed at a rate of 2-4 ° / min, and the magnetic separation is preferably performed in two steps, first separating iron sulfides with a magnetic field strength of between 1,000 and 2,000 Åsteds, followed by copper sulfide separation with a field strength of between 4,500 - 6,000 örsteds.
5 67497 Käsiteltävän aineksen jäähdyttäminen nopeudella 2-4°/min tekee mahdolliseksi lähtöaineen sisältämien kuparimineraalien, erityisesti kuutiomaisen diamagneettisen kuparikiisun muuttamisen tetra-goniseksi muunnokseksi, joka sisältää jonkin verran vähemmän rikkiä, jolla on magneettisia ominaisuuksia. Pasutetun aineksen jäähdyttäminen nopeudella, joka on pienempi kuin 2°/min, pidentää kestoaikaa ja lisää kiisupitoisen aineksen käsittelykustannuksia, kun taas suurempi jäähdytysnopeus, joka on suurempi kuin 4°/min, alentaa kuparin talteenottoa kuparirikasteeseen.Cooling of the material to be treated at a rate of 2-4 ° / min makes it possible to convert the copper minerals contained in the starting material, in particular cubic diamagnetic copper ore, into a tetragonal transformation containing somewhat less sulfur with magnetic properties. Cooling the roasted material at a rate of less than 2 ° / min prolongs the duration and increases the processing cost of the fibrous material, while a higher cooling rate of more than 4 ° / min reduces the recovery of copper to the copper concentrate.
Suorittamalla magneettinen erottaminen kahdessa vaiheessa ja edellä mainitulla magneettisen kenttävoimakkuuden alueella tulee mahdolliseksi yksinkertaistaa kiisupitoisen monimetalliaineksen teknologista käsittelyprosessia ja pienentää käyttökustannuksia verrattuna tunnettuihin menetelmiin, jotka käsittävät lähtöaineen moninkertaisen pasuttamisen tai sen käsittelyn autoklaaveissa. Magneettikentän voimakkuuden pienentämisestä verrattuna keksinnön mukaisesti suositeltuun arvoon, alle 1 000 örstedin ensimmäisessä vaiheessa ja alle 4 500 örstedin toisessa vaiheessa, on vastaavasti seurauksena alemmat pyrrotiitin ja kuparirikasteiden saannot. Magneettikentän voimakkuuden lisääminen 2 000 örstedin yli ensimmäisessä vaiheessa ja yli 6 000 örstedin toisessa vaiheessa huonontaa pyrrotiitin ja kuparirikasteiden laatua.By performing the magnetic separation in two steps and in the above-mentioned range of magnetic field strength, it becomes possible to simplify the technological process of processing the fibrous multimetallic material and reduce the operating costs compared to known methods involving multiple roasting or treatment of the starting material in autoclaves. Reducing the strength of the magnetic field compared to the value recommended according to the invention, less than 1,000 örsted in the first stage and less than 4,500 örsted in the second stage, results in lower yields of pyrrotite and copper concentrates, respectively. Increasing the strength of the magnetic field above 2,000 örsted in the first phase and above 6,000 örsted in the second phase degrades the quality of pyrrotite and copper concentrates.
Keksintöä selostetaan edelleen seuraavin valaisevin esimerkein.The invention is further illustrated by the following illustrative examples.
Esimerkki IExample I
Niukasti pyriittiä sisältävää malmijätettä (liejua), joka sisälsi 28 paino-% rautaa, 33,5 paino-% rikkiä, 0,85 paino-% lyijyä, 0,94 paino-% sinkkiä, 0,26 paino-% kuparia, 30 paino-% kvartsia, kuumennettiin ilman luoksepääsemättä 750°C:n lämpötilassa yksi tunti. Haihtuvien aineiden talteenotto oli 15,6 paino-%. Lämpökäsiteltyä ainetta jäähdytettiin nopeudella 2°/min ja saatettiin sitten magneettiseen erotukseen vesipitoisessa väliaineessa magneettisessa labora-torioanalysoimislaitteessa, jossa magneettikentän voimakkuus oli 1 000 örstediä. Saadun ensimmäisen magneettisen jakeen, ts. pyrro-tiitti-rikasteen saanto oli 43,04 paino%. Pyrrotiitti-rikaste sisälsi 59,42 paino-% rautaa, 0,09 paino-% kuparia, 0,17 paino-% lyijyä, 0,08 paino-% sinkkiä ja 5,0 paino-% kvartsia. Talteenotto lähtöai- 6 67497 neesta oli 91,34 % rautaa, 14,90 % kuparia, 8,61 % lyijyä, 3,66 % sinkkiä ja 7,17 % kvartsia. Ei-magneettinen jae saatettiin toiseen magneettiseen erotukseen vesipitoisessa väliaineessa 4 500 örstedin magneettikentän voimakkuudessa. Talteenotto toisessa magneettisessa jakeessa, ts. magneettisessa rikasteessa, oli 2,25 paino-% lähtöaineesta. Saatu kuparirikaste sisälsi 8,96 paino-% kuparia, 0,79 paino-% lyijyä, 0,61 paino-% sinkkiä, 13,2 paino-% rautaa ja 12,12 paino-% kvartsia. Talteenotto lähtöaineesta oli 77,58 % kuparia, 2,09 % lyijyä, 1,46 % sinkkiä, 1,26 % rautaa ja 1,02 % kvartsia. Ei-magneettinen loppujae sisälsi 70,43 paino-% kvartsia, 5,3 paino-% rautaa, 0,05 paino-% kuparia, 1,94 paino-% lyijyä ja 2,28 paino-% sinkkiä. Talteenotto lähtöaineesta ei-magneettiseen jakeeseen oli 91,80 % kvartsia, 7,40 % rautaa, 7,52 % kuparia, 89,24 % lyijyä ja 94,85 % sinkkiä.Low pyrite ore waste (sludge) containing 28% by weight of iron, 33.5% by weight of sulfur, 0.85% by weight of lead, 0.94% by weight of zinc, 0.26% by weight of copper, 30% by weight -% quartz, heated without access to air at 750 ° C for one hour. The recovery of volatiles was 15.6% by weight. The heat-treated material was cooled at a rate of 2 ° / min and then subjected to magnetic separation in an aqueous medium in a magnetic laboratory analyzer having a magnetic field strength of 1,000 orst. The yield of the first magnetic fraction obtained, i.e. the pyrrithite concentrate, was 43.04% by weight. The pyrrotite concentrate contained 59.42% by weight of iron, 0.09% by weight of copper, 0.17% by weight of lead, 0.08% by weight of zinc and 5.0% by weight of quartz. Recovery from starting materials was 67.34% iron, 14.90% copper, 8.61% lead, 3.66% zinc and 7.17% quartz. The non-magnetic fraction was subjected to a second magnetic separation in an aqueous medium at a magnetic field strength of 4,500 örsted. The recovery in the second magnetic fraction, i.e. the magnetic concentrate, was 2.25% by weight of the starting material. The copper concentrate obtained contained 8.96% by weight of copper, 0.79% by weight of lead, 0.61% by weight of zinc, 13.2% by weight of iron and 12.12% by weight of quartz. Recovery from starting material was 77.58% copper, 2.09% lead, 1.46% zinc, 1.26% iron and 1.02% quartz. The non-magnetic final fraction contained 70.43% by weight of quartz, 5.3% by weight of iron, 0.05% by weight of copper, 1.94% by weight of lead and 2.28% by weight of zinc. The recovery from the starting material to the non-magnetic fraction was 91.80% quartz, 7.40% iron, 7.52% copper, 89.24% lead and 94.85% zinc.
Esimerkki 2Example 2
Pyriitti-rikastetta, joka sisälsi 38 paino-% rautaa, 43,5 paino-% rikkiä, 0,06 paino-% lyijyä, 0,32 paino-% sinkkiä ja 12,0 paino-% kvartsia, kuumennettiin ilma poissulkien 800°C:n lämpötilassa yhden tunnin ajan. Haihtuvien komponenttien saanto oli 18,76 paino-%. Lämpökäsitelty aines jäähdytettiin ja erotettiin sitten vesipitoisessa väliaineessa 1 500 örstedin magneettikentän voimakkuudella. Magneettisen jakeen talteenotto oli 80 paino-%. Magneettinen jae sisälsi 57,5 paino-% rautaa, 37,0 paino-% rikkiä, 0,04 paino-% lyijyä, 0,18 paino-% sinkkiä ja 1,65 paino-% kvartsia. Talteenotto lähtöaineesta oli 98,14 % rautaa, 55,17 % rikkiä, 46,80 % lyijyä, 36,60 % sinkkiä ja 9,91 % kvartsia. Ei-magneettinen jae sisälsi 7,0 paino-% rautaa, 5,0 paino-% rikkiä, 2,0 paino-% lyijyä, 1,25 paino-% sinkkiä ja 66,80 paino-% kvartsia. Talteenotto lähtöaineesta oli 1,97 % rautaa, 53,30 % lyijyä, 63,43 % sinkkiä, 1,86 % rikkiä ja 89,16 % kvartsia.The pyrite concentrate containing 38% by weight of iron, 43.5% by weight of sulfur, 0.06% by weight of lead, 0.32% by weight of zinc and 12.0% by weight of quartz was heated in air excluding 800 ° C. at room temperature for one hour. The yield of volatile components was 18.76% by weight. The heat-treated material was cooled and then separated in an aqueous medium with a magnetic field strength of 1,500 örsted. The recovery of the magnetic fraction was 80% by weight. The magnetic fraction contained 57.5% by weight of iron, 37.0% by weight of sulfur, 0.04% by weight of lead, 0.18% by weight of zinc and 1.65% by weight of quartz. Recovery from starting material was 98.14% iron, 55.17% sulfur, 46.80% lead, 36.60% zinc and 9.91% quartz. The non-magnetic fraction contained 7.0% by weight of iron, 5.0% by weight of sulfur, 2.0% by weight of lead, 1.25% by weight of zinc and 66.80% by weight of quartz. Recovery from starting material was 1.97% iron, 53.30% lead, 63.43% zinc, 1.86% sulfur and 89.16% quartz.
Esimerkki 3Example 3
Teollista molybdeeni-tuotetta, jolla oli seuraava koostumus painoprosenteissa: 13,50 molybdeeniä, 34,26 rautaa, 44,80 rikkiä ja 5,65 kvartsia, kuumennettiin ilma poissulkien jatkuvassa kuilu-uunissa. Käsittelynalainen aine laskeutui painovoiman vaikutuksesta. Uunin seinien lämpötila pidettiin lämpötilassa, joka oli 150°C korkeampi kuin pyriitin, jota molybdeeni-tuote sisältä 65 paino-%:n 7 67497 määrän, dissosioitumislämpötila. On mahdollista joko nostaa tai laskea uunin seinien lämpötila 200°C:ksi tai vastaavasti 100°C:ksi riippuen haihtuvien komponenttien pitoisuudesta lähtöaineessa. Lähtöaineesta poistetun pyriitti-rikin määrä oli 42,72 paino-%. Magneettisen erotuksen, joka suoritettiin 2 000 örstedin magneettikentän voimakkuudella, jälkeen saatiin magneettinen jae, joka sisälsi 58,9 paino-% rautaa, 36,75 paino-% rikkiä, 1,91 paino-% molybdeeniä ja 0,73 paino-% kvartsia. Lähtöaineesta magneettiseen jakeeseen talteenotetun raudan määrä oli 94,35 %. Ei-magneettinen jae sisälsi 45,34 paino-% molybdeeniä ja 18,45 paino-% kvartsia, jolloin edellistä ja jälkimmäistä otettiin talteen lähtöaineesta vastaavasti 95,68 %:n ja 94,70 %:n määrä. Magneettisen jakeen jälkeentuleva vaahdotus antoi runsaspitoisen molybdeeni-rikasteen, joka sisälsi 34,14 paino-% molybdeeniä ja 3,12 paino-% kvartsia.An industrial molybdenum product having the following composition in weight percent: 13.50 molybdenum, 34.26 iron, 44.80 sulfur and 5.65 quartz was heated to the exclusion of air in a continuous shaft furnace. The substance under treatment settled by gravity. The temperature of the furnace walls was maintained at a temperature 150 ° C higher than the dissociation temperature of the pyrite contained in the molybdenum product in an amount of 65% by weight. It is possible to either raise or lower the temperature of the furnace walls to 200 ° C or 100 ° C, respectively, depending on the concentration of volatile components in the starting material. The amount of pyrite-sulfur removed from the starting material was 42.72% by weight. Magnetic separation was performed with a magnetic field strength of 2,000 örsted to give a magnetic fraction containing 58.9% by weight of iron, 36.75% by weight of sulfur, 1.91% by weight of molybdenum and 0.73% by weight of quartz. The amount of iron recovered from the starting material to the magnetic fraction was 94.35%. The non-magnetic fraction contained 45.34% by weight of molybdenum and 18.45% by weight of quartz, the former and the latter being recovered from the starting material in an amount of 95.68% and 94.70%, respectively. Subsequent flotation of the magnetic fraction gave a rich molybdenum concentrate containing 34.14% by weight of molybdenum and 3.12% by weight of quartz.
Esimerkki 4Example 4
Malmia, joka sisälsi 38,0 paino-% rautaa, 5,64 paino-% kuparia, 0,35 paino-% lyijyä, 3,51 paino-% sinkkiä, 2 g/t kultaa, 100 g/t hopeaa ja 45,4 paino-% rikkiä, kuumennettiin ilmaa luoksepäästämättä 700°C:n lämpötilassa kahden tunnin ajan, mitä seurasi jäähdyttäminen, joka suoritettiin nopeudella 4°/min. Kupari oli läsnä malmissa dia-magneettisen tetragonisen kuparikiisun muodossa. Lämpökäsitelty tuote saatettiin, sen jälkeen, kun rautasulfidit oli siitä poistettu magneettierotuksella 1 500 örstedin magneettikentän voimakkuudella, toiseen erotukseen magneettikentän voimakkuuden ollessa 6 000 örste-diä. Kuparin talteenotto kuparirikasteeseen oli 87,0 %. Ei-magneettinen tuote sisälsi lyijyä, jalometalleja ja sinkkiä.Ore containing 38.0% by weight of iron, 5.64% by weight of copper, 0.35% by weight of lead, 3.51% by weight of zinc, 2 g / t of gold, 100 g / t of silver and 45 4% by weight of sulfur, was heated without releasing air at 700 ° C for two hours, followed by cooling at 4 ° / min. Copper was present in the ore in the form of dia-magnetic tetragonal copper ore. The heat-treated product, after removal of iron sulfides, was subjected to a magnetic separation with a magnetic field strength of 1,500 Åsted to a second separation with a magnetic field strength of 6,000 Åsted. The recovery of copper into the copper concentrate was 87.0%. The non-magnetic product contained lead, precious metals and zinc.
Edellä esitetystä seuraa, että keksinnön menetelmää voidaan menestyksellisesti käyttää käsiteltäessä erilaisia pyriitti-pitoi-sia monimetalliaineksia alkuainerikin, pyrrotiitti-rikasteen, jolloin jälkimmäinen on runsaspitoinen aines, joka käytetään rautamalmi-pellettien ja rikkihapon valmistukseen, selektiivisen kuparirikasteen ja tuotteen talteenottamiseksi, joka sisältää runsaasti ei-rauta-, harvinaisia ja jalometalleja ja joka edelleen erotetaan selektiivisten vakioitujen rikasteiden muodostamiseksi.It follows from the above that the process of the invention can be successfully used in the treatment of various pyrite-containing multimetallic materials to recover selective copper concentrate and product rich in elemental sulfur, pyrrotite concentrate, the latter being a rich material used in the manufacture of iron ore pellets and sulfuric acid. ferrous, rare and precious metals and which is further separated to form selective standardized concentrates.
Keksinnön menetelmä tekee mahdolliseksi pyriitti-pitoisten monimetalliainesten laajasisältöisen käsittelyn suorittamisen saattaen arvokkaiden mineraalien häviömäärät minimiin.The method of the invention makes it possible to carry out extensive treatment of pyrite-containing multimetallic materials, minimizing the loss of valuable minerals.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI793385A FI67497C (en) | 1979-10-30 | 1979-10-30 | FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL |
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI793385 | 1979-10-30 | ||
| FI793385A FI67497C (en) | 1979-10-30 | 1979-10-30 | FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| FI793385A FI793385A (en) | 1981-05-01 |
| FI67497B true FI67497B (en) | 1984-12-31 |
| FI67497C FI67497C (en) | 1985-04-10 |
Family
ID=8512999
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| FI793385A FI67497C (en) | 1979-10-30 | 1979-10-30 | FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| FI (1) | FI67497C (en) |
-
1979
- 1979-10-30 FI FI793385A patent/FI67497C/en not_active IP Right Cessation
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| FI67497C (en) | 1985-04-10 |
| FI793385A (en) | 1981-05-01 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP3009407B1 (en) | Wastewater treatment process | |
| AU2004202870B2 (en) | Method for concentrating precious metals contained in leaching residue discharged from copper hydrometallurgical process | |
| RU2553141C2 (en) | Method of ferromolybdenum production from molybdenite | |
| US4368176A (en) | Desulfurizing roast of pyrite bearing polymetallic raw material | |
| EP1587964B1 (en) | Process for nickel and cobalt extraction from laterite ores | |
| US3450523A (en) | Procedure for the extraction of manganese,iron and other metals from silicates,metallurgical wastes and complex mining products | |
| NO126791B (en) | ||
| EA005711B1 (en) | Method for obtaining cobalt and nickel from ores and ore concentrates | |
| FI67497B (en) | FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL | |
| CN104775040A (en) | Comprehensive recycling process for acid leaching residues | |
| FI56553C (en) | EXTENSION OF REQUIREMENTS FOR EXHAUST METALS WITHOUT VAT | |
| SE442595B (en) | PROCEDURE FOR TREATMENT OF A PYRITHLICALLY METALIC MATERIAL | |
| US4386061A (en) | Method of treating pyrite bearing polymetallic material | |
| US4326884A (en) | Process for obtaining metal values from ores containing such metals as oxides or convertible into such oxides | |
| CN110373539B (en) | Method for strengthening gold enrichment of refractory gold ore by direct smelting | |
| FI69103B (en) | FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL | |
| RU2309187C2 (en) | Method of processing auriferous arseno-pyrite ores and concentrates | |
| JPH05171310A (en) | Zinc smelting method by reducing roasting | |
| CA1145953A (en) | Method of treating pyrite bearing polymetallic material | |
| KR100496320B1 (en) | Process for recovery of zinc from sphalerite containing ores or concentrates | |
| Yang et al. | Hydrometallurgical treatment of low grade zinc oxide ore | |
| US2868635A (en) | Method of treating iron sulfide-containing ore or concentrates | |
| RU2364639C2 (en) | Method of processing rebellious oxidised lead ore | |
| US737059A (en) | Art of treating rebellious or refractory ores. | |
| SU1534077A1 (en) | Method of processing hard-stripped polymetallic pyrite ores |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM | Patent lapsed |
Owner name: KHIMIKO-METALLURGICHESKY INSTITUT |