FI69103B - FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL - Google Patents

FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL Download PDF

Info

Publication number
FI69103B
FI69103B FI800128A FI800128A FI69103B FI 69103 B FI69103 B FI 69103B FI 800128 A FI800128 A FI 800128A FI 800128 A FI800128 A FI 800128A FI 69103 B FI69103 B FI 69103B
Authority
FI
Finland
Prior art keywords
weight
magnetic
iron
sulfur
pyrite
Prior art date
Application number
FI800128A
Other languages
Finnish (fi)
Other versions
FI800128A (en
FI69103C (en
Inventor
Dzhantore Nurlanovich Abishev
Evnei Arstanovich Buketov
Nazymkul Baltynova
Vitaly Pavlovich Malyshev
Turabai Abdrakhmanovich Oralov
Egizbai Shatikovich Sakpanov
Abubakir Kobzhasovic Kobzhasov
Kazken Nazymbekovna Orazalina
Original Assignee
Khim Metall I Akademii Nauk Ka
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 Khim Metall I Akademii Nauk Ka filed Critical Khim Metall I Akademii Nauk Ka
Priority to FI800128A priority Critical patent/FI69103C/en
Publication of FI800128A publication Critical patent/FI800128A/en
Publication of FI69103B publication Critical patent/FI69103B/en
Application granted granted Critical
Publication of FI69103C publication Critical patent/FI69103C/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

KUULUTUSJULKAISU ^ Q 1 η 7ANNOUNCEMENT ^ Q 1 η 7

JjSfh ™ (11) UTLÄGGNIN GSSKRIFT O^IUOJjSfh ™ (11) UTLÄGGNIN GSSKRIFT O ^ IUO

C (45) F t t ’ ly-:’C!?25 'S ^ ^ (51) Kv.lk.*/lnt.CI.* C 22 B 1/02, 5/00 (21) Patenttihakemus — Patentansökning 800128 (22) Hakemispäivä — Ansöknlngsdag 16.01 .8 0 (FI) (23) Alkupäivä — Giltighetsdag 16.01 .80 (41) Tullut julkiseksi — Blivit offentlig 17-07.81C (45) F tt 'ly -:' C!? 25 'S ^ ^ (51) Kv.lk. * / Lnt.CI. * C 22 B 1/02, 5/00 (21) Patent application - Patent Office 800128 (22) Date of application - Ansöknlngsdag 16.01 .8 0 (EN) (23) Starting date - Giltighetsdag 16.01 .80 (41) Has become public - Blivit offentlig 17-07.81

Patentti- ja rekisterihallitus /44) Nähtäväksipanon |a kuul.julkalsun pvm. — Qg grNational Board of Patents and Registration / 44) Date of publication | - Qg gr

Patent- och registerstyrelsen ' ' Ansökan utlagd och utl.skriften publlcerad * ** (32)(33)(31) Pyydetty etuoikeus — Begärd prioritet (71) Khimiko-Metallurgichesky Institut Akademii Nauk Kazakhskoi SSR, ulitsa Dzerzhinskogo 63, Karaganda, USSR(SU) (72) Dzhantore Nurlanovich Abishev, Karaganda, Evnei Arstanovich Buketov, Karaganda, Nazymkul Baltynova, Karaganda, Vitaly Pavlovich Malyshev, Karaganda, Turabai Abdrakhmanovich Oralov, Karaganda, Egizbai Shatikovich Sakpanov, Karaganda, Abubakir Kobzhasovich Kobzhasov,Patent and registration authorities '' Ansökan utlagd och utl.skriften publlcerad * ** (32) (33) (31) Requested privilege - Begärd priority (71) Khimiko-Metallurgichesky Institut Akademii Nauk Kazakhskoi SSR, ulitsa Dzerzhinskogo 63, Karaganda, USR SU) (72) Dzhantore Nurlanovich Abishev, Karaganda, Evnei Arstanovich Buketov, Karaganda, Nazymkul Baltynova, Karaganda, Vitaly Pavlovich Malyshev, Karaganda, Turabai Abdrakhmanovich Oralov, Karaganda, Egizbai Shatikovich Sakpanov, Karaganda, Karaganda,

Karaganda, Kazken Nazymbekovna Orazalina, Karaganda, USSR(SU) (7^) Oy Kolster Ab (5^) Menetelmä pyriittipi toi sen polymetal 1imateriaalin käsittelemiseksi -Förfarande för behandling av pyrithaltigt polymetallmaterialKaraganda, Kazken Nazymbekovna Orazalina, Karaganda, USSR (SU) (7 ^) Oy Kolster Ab (5 ^) Method for treating pyrite silicon with its polymetallic material -Förfarande för behandling av pyrithaltigt polymetallmaterial

Esiteltävä keksintö kohdistuu metallurgiaan ja tarkemmin sanoen menetelmään pyriittipitoisen polymetallimateriaalin käsittelemiseksi, jolloin saadaan alkuainerikkiä käytettäväksi rikkihapon valmistuksessa ja pyrrotiittirikastetta. Jälkimmäiselle suoritetaan jatkokäsittely rikkijäännösten poistamiseksi siitä materiaalin saamiseksi sopivaksi rautamalmipellettien valmistamiseksi. Saatu tuote, joka sisältää ei-rautametalleja, jalometalleja ja harvinaisia metalleja, erotetaan edelleen laadun mukaan standardoiduiksi selektiivisiksi rikasteiksi.The present invention relates to metallurgy, and more particularly to a process for treating a pyrite-containing polymetallic material to obtain elemental sulfur for use in the production of sulfuric acid and pyrrote concentrate. The latter is subjected to further treatment to remove sulfur residues therefrom in order to make the material suitable for the production of iron ore pellets. The product obtained, which contains non-ferrous metals, precious metals and rare metals, is further separated into quality-selective selective concentrates.

Tätä keksintöä voidaan soveltaa edullisesti monometallisten pyriittimateriaalien käsittelyyn, jotka sisältävät ei-rautametalle-ja, harvinaisia metalleja ja jalometalleja.The present invention can be advantageously applied to the treatment of monometallic pyrite materials containing non-ferrous metals, rare metals and precious metals.

Alalla tunnetaan menetelmä pyriittirikasteiden käsittelemiseksi, mikä menetelmä käsittää tämän materiaalin kuumentamisen (pasuttamisen) inerttikaasuatmosfäärissä, johon ilman tulo on estet- 2 69103 ty ja liekkipasutuksen suorittamisen sitten 1 800 - 2 000°C lämpötilassa. Tällöin pyriittirikasteessa, joka sisältää 46 paino-% rautaa ja 52,8 paino-% rikkiä, tapahtuu lämpöhajaantuminen, minkä seurauksena muodostuu ensisulate ja erottuu alkuainerikkiä. Ensisulate granuloidaan sitten pasuttamista varten uunissa leijukerroksessa, mihin liittyy rikkipitoisten kaasujen vapautumista, joita voidaan edelleen käyttää rikkihapon valmistukseen. Saatu rautarikaste voi sisältää 67 paino-%:iin asti rautaa.A process for the treatment of pyrite concentrates is known in the art, which process comprises heating (roasting) this material in an inert gas atmosphere into which the introduction of air is prevented and then performing a flame roasting at a temperature of 1,800 to 2,000 ° C. In this case, thermal decomposition takes place in the pyrite concentrate, which contains 46% by weight of iron and 52.8% by weight of sulfur, as a result of which a primary melt is formed and elemental sulfur is separated. The ensil melt is then granulated for roasting in an oven in a fluidized bed, which involves the release of sulfur-containing gases that can be further used to produce sulfuric acid. The iron concentrate obtained may contain up to 67% by weight of iron.

Edellä esitetty menetelmä soveltuu kuitenkin vain runsaasti rikkiä sisältävien pyriittirikasteiden käsittelyyn eikä sitä voida käyttää ei-rautametallien, jalometallien eikä harvinaisten metallien talteenottoon.However, the above method is only suitable for the treatment of sulfur-rich pyrite concentrates and cannot be used for the recovery of non-ferrous metals, precious metals or rare metals.

Tunnetaan menetelmä pyriittirikasteiden käsittelemiseksi, jotka sisältävät vähemmän rikkiä ja rautaa sisältäen 38,5 paino-% rautaa, 39,1 paino-% rikkiä ja 20 paino-% malmikiveä. Tämä menetelmä käsittää alkuperäisen materiaalin hapettavan pasutuksen, mikä suoritetaan uunissa leijukerroksessa 965°C lämpötilassa. Saadulle pasutteelle suoritetaan sitten pelkistävä magnetoiva pasutus 550-650°C lämpötilassa, mitä seuraa materiaalin magneettinen erotus. Hapetetulle pasutteelle suoritetaan magneettinen erotus 100-600 orsted'tin kenttävoimakkuudella. Saadulle magneettiselle tuotteelle suoritetaan pelletointi ja poltto, minkä jälkeen se siältää 66 paino-% rautaa ja se on siten saatu sopivaksi masuunisulatusta varten.A process is known for treating pyrite concentrates which contain less sulfur and iron, including 38.5% by weight of iron, 39.1% by weight of sulfur and 20% by weight of ore rock. This method involves oxidative roasting of the original material in a fluidized bed oven at 965 ° C. The resulting roast is then subjected to reducing magnetizing roasting at a temperature of 550-650 ° C, followed by magnetic separation of the material. The oxidized roast is subjected to magnetic separation at a field strength of 100-600 orsted. The obtained magnetic product is subjected to pelletization and firing, after which it contains 66% by weight of iron and is thus made suitable for blast furnace smelting.

Edellä esitetty menetelmä ei myöskään sovellu ei-rautametallien, harvinaisten metallien ja jalometallien talteenottoon. Näiden metallien talteenottamiseksi ja käsiteltävän pyriittimateriaalin käyttöalueen laajentamiseksi on välttämätöntä, että edellä mainittuihin kahteen menetelmään kuuluu lisäksi kloridisublimaatiovaihe, joka suoritetaan leijukerroksessa 1 250°C lämpötilassa. Tämä monimutkaistaa kuitenkin prosessin juoksukaaviota ja laitteiston kustannukset suurenevat suuresti.The above method is also not suitable for the recovery of non-ferrous metals, rare metals and precious metals. In order to recover these metals and to extend the range of application of the pyrite material to be treated, it is necessary that the above-mentioned two methods further comprise a chloride sublimation step carried out in a fluidized bed at a temperature of 1,250 ° C. However, this complicates the process flow chart and greatly increases hardware costs.

Ei-rautametallien ja jalometallien talteenottamiseksi pyriit-tirikasteista on alkuperäiselle materiaalille suoritettava hapettava pastusus uunissa leijukerroksessa 900°C lämpötilassa. Poisto-kaasut käytetään rikkihapon valmistamiseen ja hapetettu pasute granuloidaan 40-%:isessa kalsiumkloridiliuoksessa, minkä jälkeen sille suoritetaan toinen pasutus, joka suoritetaan 1 250°C lämpötilassa sylinterimäisessä kiertouunissa. Saatua, granuloitua rautapitoistaIn order to recover non-ferrous and precious metals from pyrite concentrates, an oxidative paste must be applied to the original material in a fluidized bed furnace at 900 ° C. The exhaust gases are used to produce sulfuric acid and the oxidized roast is granulated in a 40% calcium chloride solution, followed by a second roasting at 1,250 ° C in a cylindrical rotary kiln. Obtained from granulated iron

IIII

3 69103 tuotetta käytetään masuuneissa. Toisessa pasutuskäsittelyssä muodostuneet kaasut sisältävät ei-rautametallien ja jalometallien klorideja.3 69103 products are used in blast furnaces. The gases formed in the second roasting treatment contain chlorides of non-ferrous metals and precious metals.

Edellä esitettyyn menetelmään liittyy kuitenkin kaksivaiheinen, korkealaatuisten rikasteiden pasutus ja, koska se suoritetaan korkeissa lämpötiloissa, käyttökustannukset kasvavat suuresti.However, the above process involves two-stage roasting of high quality concentrates and, because it is performed at high temperatures, the operating costs increase greatly.

Toinen tunnettu menetelmä ei-rautametallien ja jalometallien talteenottamiseksi polymetallisista materiaaleista käsittää materiaalin pelkistävän pasutuksen, joka suoritetaan uunissa leijukerrok-sessa 704-816°C lämpötilassa ja joka etenee, kunnes on saatu pyrro-tiittia. Pyrrotiitille suoritetaan sitten vesiuutto autoklaavissa, johon johdetaan paineenalaista happea. Ei-rautametallit siirtyvät liuokseen, josta ne sitten erotetaan rikkivedyn avulla.Another known method for recovering non-ferrous and precious metals from polymetallic materials comprises reductive roasting of the material in an oven in a fluidized bed at a temperature of 704-816 ° C and proceeding until pyrrithite is obtained. The pyrrotite is then subjected to water extraction in an autoclave into which pressurized oxygen is introduced. The non-ferrous metals are transferred to the solution, from which they are then separated by hydrogen sulfide.

Kuitenkin pasutuskäsittely yhdistettynä autoklaaviuuttoon ja sitä seuraavaan ei-rautametallien hydrometallurgiseen talteenottoon tekee edellä esitetyn menetelmän vaivalloiseksi ja monimutkaiseksi .However, roasting treatment combined with autoclave extraction and subsequent hydrometallurgical recovery of non-ferrous metals makes the above process cumbersome and complex.

Lukuisat menetelmät, joita nykyisin käytetään vaikeastikäsi-teltävien polymetallimalmien käsittelyyn, eivät huolimatta lukuisista muunnoksista ja parannuksista pysty tyydyttämään kasvavia vaatimuksia ei-rautametallien metallurgian suhteen korkealaatuisia, selektiivisiä rikasteita käytettäessä. Täten kokonaismäärien kasvu pyriittipitoisten polymetallirikasteiden, välituotteiden ja rikas-tejäännösten suhteen tekee ehdottoman välttämättömäksi ja oleelliseksi tehokkaiden ja perusteellisten menetelmien kehittämisen tämäntyyppisten materiaalien käsittelemiseksi arvokkaiden tuotteiden, kuten alkuainerikin, rautamalmipellettien ja ei-rautametallien rikasteiden saamiseksi niistä.Numerous methods currently used to treat difficult-to-process polymetallic ores fail to meet the growing demands for non-ferrous metallurgy using high quality, selective concentrates, despite numerous modifications and improvements. Thus, the increase in total amounts for pyrite-containing polymetallic concentrates, intermediates and rich residues makes it absolutely necessary and essential to develop efficient and thorough methods for treating these types of materials to obtain valuable products such as elemental sulfur, iron ore pellets and non-ferrous metal concentrates.

Keksinnön kohteena on siten edellä mainittujen epäkohtien poistaminen.The object of the invention is therefore to eliminate the above-mentioned drawbacks.

Keksinnön varsinaisena tarkoituksena on aikaansaada menetelmä pyriittipitoisen polymetallimateriaalin käsittelemiseksi siten, että on mahdollista parantaa arvokkaiden aineosien talteenottoa tarkemmaksi, yksinkertaistaa menetelmän juoksukaaviota, alentaa käytettyjä tehokustannuksia ja käyttökustannuksia ja jolloin menetelmää voidaan käyttää erilaisen rakenteen omaavissa uuneissa.The main object of the invention is to provide a method for treating a pyrite-containing polymetallic material in such a way that it is possible to improve the recovery of valuable components more accurately, simplify the flow chart of the method, reduce the power and operating costs used and use the method in furnaces of different construction.

Tämä tarkoitus saavutetaan menetelmän avulla pyriittipitoisen polymetrimateriaalin käsittelemiseksi, mikä menetelmä käsittää 4 69103 tämän materiaalin kuumentamisen käyttämättä ilmaa ja sen erottaminen sitten tuotteiksi magneettisen erotuksen avulla, jolloin keksinnön mukaisesti kuumennus ennen magneettista erottelua suoritetaan pelkistävän kaasun atmosfäärissä alueella 450-500°C olevassa lämpötilassa 30-60 minuutin aikana.This object is achieved by a process for treating a pyrite-containing polymer material, which process comprises heating this material without using air and then separating it into products by magnetic separation, the heating according to the invention being carried out in a reducing gas atmosphere at 450-500 ° C before magnetic separation. minutes.

Kuumennettaessa lähtömateriaalia pelkistävien kaasujen muodostamassa atmosfäärissä 450-500°C suuruusluokkaa olevassa lämpötilassa 30-60 minuutin ajan, eivät materiaalin sisältämät arvokkaat ei-rautametallien, harvinaisten metallien ja jalometallien mineraalit muutu kemiallisesti millään tavalla, kun taas pyriitissä tapahtuu merkittäviä muutoksia. Tämä kuumennus aiheuttaa pyriitin kiderakenteen hajaantumisen, rikin sublimoitumisen ja ferromagneettisen, heksagonaalisen pyrrotiitin muodostumisen.When the starting material is heated in an atmosphere of reducing gases at a temperature of the order of 450-500 ° C for 30-60 minutes, the valuable non-ferrous, rare metal and precious metal minerals contained in the material are not chemically altered in any way, while pyrite undergoes significant changes. This heating causes the crystal structure of pyrite to disintegrate, sulfur to sublime, and ferromagnetic, hexagonal pyrrotite to form.

Jos lähtömateriaalia kuumennetaan pelkistävien kaasujen muodostamassa atmosfäärissä 450°C alapuolella olevassa lämpötilassa vähemmän kuin 30 minuuttia, havaitaan pyriitin muuttuvan epätävdelli-sesti ferromagneettiseksi pyrrotiitiksi ja 500°C yläpuolella olevissa lämpötiloissa pitemmän ajan kuin 60 minuutin kuluessa muuttuu ferromagneettinen pyrrotiitti ei-ferromagneettiseksi pyrrotiitiksi, joka sisältää vähemmän rikkiä ja troiliitiksi asti. Tämä vähentää nopeasti magneettisessa pyrrotiittirikasteessa olevan raudan talteenottoa.If the starting material is heated in an atmosphere of reducing gases at a temperature below 450 ° C for less than 30 minutes, it is observed that the pyrite is unconverted to ferromagnetic pyrrotite and at temperatures above 500 ° C for more than 60 minutes the ferromagnetic pyrrotite is sulfur and up to troilite. This rapidly reduces the recovery of iron in the magnetic pyrrotite concentrate.

Edellä mainituissa olosuhteissa on mahdollista vähentää merkittävästi sitä lämpötilaa, jossa ferromagneettinen pyrrotiitti muuttuu diamagneettiseksi pyriitiksi. Lisäksi prosessi kiihtyy eksotermisen reaktion vaikutuksesta, menetelmän vaatima tehontarve pienenee ja on myös mahdollista suorittaa keksinnön mukainen menetelmä erilaisen rakenteen omaavissa uuneissa.Under the above conditions, it is possible to significantly reduce the temperature at which ferromagnetic pyrrotite is converted to diamagnetic pyrite. In addition, the process is accelerated by the exothermic reaction, the power requirement required by the process is reduced and it is also possible to carry out the process according to the invention in furnaces having a different structure.

Lähtömateriaalia kuumennetaan edullisesti vetyä tai luonnon-kaasun tai masutin konversiotuotteita pelkistävänä kaasuna sisältävässä atmosfäärissä.The starting material is preferably heated in an atmosphere containing hydrogen or natural gas or purifier conversion products as a reducing gas.

Vedyn käyttö edellä mainittuun tarkoitukseen tekee mahdolliseksi puhtaimman mahdollisen kemiallisen koostumuksen omaavan rikkivedyn saamisen. Käytettäessä luonnonkaasun tai masutin konversio-tuotteita, on mahdollista alentaa käyttökustannuksia.The use of hydrogen for the above-mentioned purpose makes it possible to obtain hydrogen sulphide with the purest possible chemical composition. When using natural gas or fuel oil conversion products, it is possible to reduce operating costs.

Kuumennettaessa kuparipitoista materiaalia suoritetaan sen jäähdytys edullisesti nopeudella 2-4°C/min ja magneettinen erotus 69103 suoritetaan edullisesti kahdessa vaiheessa erottaen ensin rauta-sulfidit 1 000 - 2 000 orsted'tin magneettisella kenttävoimakkuu-della ja sitten erotetaan kuparisulfidit magneettisen kenttävoi-makkuuden ollessa 4 500 - 6 000 örsted'tiä.When the copper-containing material is heated, it is preferably cooled at a rate of 2-4 ° C / min and the magnetic separation 69103 is preferably performed in two steps, first separating the iron sulfides at a magnetic field strength of 1,000 to 2,000 orsted and then separating the copper sulfides at a magnetic field strength of 4 500 to 6,000 örsteds.

Jäähdytettäessä pasutettua, kuparipitoista materiaalia nopeudella 2-4°C/min on mahdollista muodostaa tarvittavat olosuhteet lähtömateriaalin sisältämien kuparimineraalien, kuutiomaisen dia-magneettisen kalkopyriitin erikoisesti, muuttamiseksi tetragonaali-seksi muunnokseksi, joka sisältää hieman vähemmän rikkiä ja joka omaa magneettisia ominaisuuksia. Pasutetun materiaalin jäähdyttäminen nopeudella, joka on pienempi kuin 4°C/min pidentää prosessin kestoa ja lisää sen kustannuksia, kun taas suuremmilla jäähdytys-nopeuksilla kuin 2°C/min kuparimäärä kuparirikasteessa pienenee.By cooling the roasted copper-containing material at a rate of 2-4 ° C / min, it is possible to create the necessary conditions for converting the copper minerals contained in the starting material, especially cubic diamagnetic chalcopyrite, into a tetragonal transformation containing slightly less sulfur and having its own magnetic properties. Cooling the roasted material at a rate of less than 4 ° C / min prolongs the process time and increases its cost, while at cooling rates higher than 2 ° C / min, the amount of copper in the copper concentrate decreases.

Suoritettaessa magneettinen erottelu kahdessa vaiheessa ja edellä mainitulla magneettisella kenttävoimakkuusalueella voidaan yksinkertaistaa prosessin kulkua pyriittipitoisen polymetallimate-riaalin käsittelemiseksi sekä alentaa käyttökustannuksia tunnettuihin menetelmiin verrattuna menetelmän käsittäessä lähtömateriaalin useampikertaisen pasutuksen ja sen käsittelyn sitten autoklaavissa tai jonkin muun hydrometallurgisen käsittelymenetelmän avulla.By performing the magnetic separation in two steps and in the above-mentioned magnetic field strength range, the process for treating the pyrite-containing polymetallic material can be simplified and operating costs can be reduced compared to known methods, the method comprising multiple roasting of the starting material and then autoclaving.

Magneettisen kenttävoimakkuuden alentaminen pienemmäksi kuin 1 000 örsted'tiä ensimmäisessä vaiheessa ja pienemmäksi kuin 4 500 örsted'tiä toisessa vaiheessa alentaa vastaavasti pyrrotiitin ja kuparirikasteiden saantoa. Magneettisen kenttävoimakkuuden suurentaminen suuremmaksi kuin 2 000 örsted'tiä ensimmäisessä vaiheessa ja suuremmaksi kuin 6 000 örsted'tiä toisessa vaiheessa heikentää pyrrotiitin ja kuparirikasteiden laatua.Reducing the magnetic field strength to less than 1,000 örsteds in the first stage and less than 4,500 örsteds in the second stage reduces the yield of pyrrotite and copper concentrates, respectively. Increasing the magnetic field strength to more than 2,000 örsteds in the first stage and to more than 6,000 örsteds in the second stage degrades the quality of pyrrotite and copper concentrates.

Keksintöä esitellään seuraavien kuvailevien esimerkkien avulla.The invention is illustrated by the following illustrative examples.

Esimerkki 1Example 1

Malmia, joka sisälsi 38,6 paino-% rautaa, 5,64 paino-% kuparia, 0,35 paino-% lyijyä, 3,51 paino-% sinkkiä ja 45,5 paino-% rikkiä, kuumennettiin vetyatmosfäärissä 500°C lämpötilassa 30 minuutin ajan, minkä jälkeen se jäähdytettiin nopeudella 2°C/min. Jäähdytetylle materiaalille suoritettiin sitten magneettinen erottelu magneettisen kenttävoimakkuuden ollessa 1 000 örsted*tiä pyrro-tiittirikasteen saamiseksi, jonka määrä oli 70,5 paino-%. Saadun TT— . .The ore containing 38.6% by weight of iron, 5.64% by weight of copper, 0.35% by weight of lead, 3.51% by weight of zinc and 45.5% by weight of sulfur was heated under a hydrogen atmosphere at 500 ° C. After 30 minutes, it was cooled at 2 ° C / min. The cooled material was then subjected to magnetic separation at a magnetic field strength of 1,000 Åsted * to obtain a pyrrithite concentrate in an amount of 70.5% by weight. Received TT—. .

6 69103 pyrrotiittirikasteen sisältämä rautamäärä oli 88 %. Sitten magneettisen erottelun ensimmäisessä vaiheessa saadulle ei-magneettiselle jakeelle suoritettiin toinen erottelu magneettisen kenttävoimakkuu-den ollessa 6 000 öe. Toisessa erottelussa saadun kuparirikasteen määrä oli 18,9 paino-% ja tämän rikasteen sisältämä kuparimäärä oli 85,5 %. Ei-magneettisen jakeen loppuosa sisälsi lyijyä, sinkkiä ja malmikivimineraaleja sen sisältämän lyijyn ja sinkin määrän ollessa vastaavasti 70 % ja 78,3 %.6 69103 The iron content of the pyrrotite concentrate was 88%. The non-magnetic fraction obtained in the first step of the magnetic separation was then subjected to a second separation with a magnetic field strength of 6,000. The amount of copper concentrate obtained in the second separation was 18.9% by weight and the amount of copper contained in this concentrate was 85.5%. The remainder of the non-magnetic fraction contained lead, zinc, and ore minerals with a lead and zinc content of 70% and 78.3%, respectively.

Esimerkki 2Example 2

Pyriittirikastetta, joka sisälsi 38,0 paino-% rautaa, 43,5 paino-% rikkiä, 0,06 paino-% lyijyä, 0,32 paino-% sinkkiä, 0,2 paino-% kuparia ja 12,0 paino-% kvartsia, kuumennettiin vetyatmosfäärissä 450°C lämpötilassa 60 minuuttia. Kuumennettu materiaali jäähdytettiin sitten nopeudella 4°C/min, minkä jälkeen sille suoritettiin magneettinen erottelu magneettisessa erotuslaitteessa kenttä-voimakkuuden ollessa 2 000 örsted'tiä. Saatu magneettinen jae muodosti 70,84 paino-% pyriittirikasteen kokonaispainosta ja se sisälsi 49,19 paino-% rautaa, 33,7 paino-% rikkiä, 0,02 paino-% lyijyä, 0,10 paino-% sinkkiä, 0,03 paino-% kuparia ja 1,65 paino-% kvartsia.Pyrite concentrate containing 38.0% by weight of iron, 43.5% by weight of sulfur, 0.06% by weight of lead, 0.32% by weight of zinc, 0.2% by weight of copper and 12.0% by weight quartz, heated under a hydrogen atmosphere at 450 ° C for 60 minutes. The heated material was then cooled at 4 ° C / min, after which it was subjected to magnetic separation in a magnetic separator at a field strength of 2,000 örsteds. The obtained magnetic fraction accounted for 70.84% by weight of the total weight of the pyrite concentrate and contained 49.19% by weight of iron, 33.7% by weight of sulfur, 0.02% by weight of lead, 0.10% by weight of zinc, 0.03 % by weight of copper and 1.65% by weight of quartz.

Raudan ja rikin prosentuaaliset talteenotot lähtömateriaalin kokonaismäärästä olivat vastaavasti 91,70 ja 54,88. Ei-magneettiselle jakeelle, joka saatiin käytettäessä 2 000 öersted'tin magneettista kenttävoimakkuutta, suoritettiin toisen vaiheen magneettinen erottelu käyttäen 4 500 oersted'tin magneettista kenttävoimakkuutta.The percentages of iron and sulfur recovered from the total amount of starting material were 91.70 and 54.88, respectively. The non-magnetic fraction obtained using a magnetic field strength of 2,000 oersteds was subjected to a second stage magnetic separation using a magnetic field strength of 4,500 oersteds.

Saadun toisen magneettisen jakeen määrä oli 10,0 paino-% ja se sisälsi 1,61 paino-% kuparia, 1,87 paino-% rautaa, 0,08 paino-% lyijyä, 0,10 paino-% sinkkiä ja 2,16 paino-% kvartsia. Kuparin saanto tässä jakeessa oli 80,5 %.The amount of the second magnetic fraction obtained was 10.0% by weight and contained 1.61% by weight of copper, 1.87% by weight of iron, 0.08% by weight of lead, 0.10% by weight of zinc and 2.16% by weight. % by weight of quartz. The yield of copper in this fraction was 80.5%.

Ei-magneettinen jae sisälti 7,0 paino-% rautaa, 5,0 paino-% rikkiä, 0,197 paino-% lyijyä, 1,25 paino-% sinkkiä ja 55,84 paino-% kvartsia. Kunkin näiden aineiden saanto lähtömateriaalista oli 3,53 % rautaa, 63,0 % lyijyä, 74,84 % sinkkiä, 2,20 % rikkiä ja 89,16 % kvartsia.The non-magnetic fraction contained 7.0% by weight of iron, 5.0% by weight of sulfur, 0.197% by weight of lead, 1.25% by weight of zinc and 55.84% by weight of quartz. The yield of each of these substances from the starting material was 3.53% iron, 63.0% lead, 74.84% zinc, 2.20% sulfur and 89.16% quartz.

7 691037 69103

Esimerkki 3Example 3

Kaupallista molybdeenituotetta, jonka kemiallinen koostumus oli seuraava painoprosentteina: 13,50 paino-% molybdeeniä, 34,26 paino-% rautaa, 44,80 paino-% rikkiä, 5,65 paino-% kvartsia, kuumennettiin 30 minuuttia 450°C lämpötilassa luonnonkaasun konversio-tuotteiden muodostamassa atmosfäärissä, joka sisälsi 53,0 paino-% vetyä, 32,0 paino-% hiilimonoksidia, 6,0 paino-% hiilidioksidia, 2,5 paino-% typpeä ja 8,5 paino-% vesihöyryä. Jäähdytyksen jälkeen materiaalille suoritettiin magneettinen erottelu kenttävoimakkuu-della 1 500 oersted'tiä. Saatu magneettinen jae muodosti 62 paino-% lähtömateriaalin kokonaispainosta, raudan saanto tässä jakeessa oli 95,38 %. Saatu ei-magneettinen jae sisälsi molybdeeniä ja kvartsia, joiden saannot vastaavasti olivat 98,32 % ja 96,58 %.A commercial molybdenum product having the following chemical composition in weight percent: 13.50 wt% molybdenum, 34.26 wt% iron, 44.80 wt% sulfur, 5.65 wt% quartz was heated at 450 ° C for 30 minutes under natural gas. in an atmosphere of conversion products containing 53.0% by weight of hydrogen, 32.0% by weight of carbon monoxide, 6.0% by weight of carbon dioxide, 2.5% by weight of nitrogen and 8.5% by weight of water vapor. After cooling, the material was subjected to magnetic separation at a field strength of 1,500 oersteds. The obtained magnetic fraction accounted for 62% by weight of the total weight of the starting material, and the iron yield in this fraction was 95.38%. The obtained non-magnetic fraction contained molybdenum and quartz in yields of 98.32% and 96.58%, respectively.

Esimerkki 4Example 4

Kaupallista molybdeenimateriaalia, jonka koostumus oli sama kuin esimerkissä 3, kuumennettiin 450°C lämpötilassa 30 minuuttia masuttikonversiotuotteiden muodostamassa atmosfäärissä, joka sisälsi 14,0 paino-% vetyä, 24,0 paino-% hiilimonoksidia, 2,0 paino-% hiilidoksidia, 5,0 paino-% vesihöyryä loppuosan ollessa typpeä. Jäähdytyksen jälkeen suoritettiin materiaalille magneettinen erottelu kenttävoimakkuudella 1 500 öersted'tiä. Saadun magneettisen jakeen määrä oli 63,2 paino-% lähtömateriaalin kokonaispainosta ja raudan talteenotto tässä jakeessa oli 96,23 %. Ei-magneettinen jae sisälsi molybdeeniä ja kvartsia, joiden saannot vastaavasti olivat 97,84 % ja 96,5 %.A commercial molybdenum material having the same composition as in Example 3 was heated at 450 ° C for 30 minutes in an atmosphere of pulverized products containing 14.0% by weight of hydrogen, 24.0% by weight of carbon monoxide, 2.0% by weight of carbon dioxide, 0% by weight of water vapor with the remainder being nitrogen. After cooling, the material was subjected to magnetic separation at a field strength of 1,500 östers. The amount of the magnetic fraction obtained was 63.2% by weight of the total weight of the starting material, and the iron recovery in this fraction was 96.23%. The non-magnetic fraction contained molybdenum and quartz in yields of 97.84% and 96.5%, respectively.

Keksinnön mukainen menetelmä on testeissä todettu sopivaksi erilaisten pyriittipitoisten polymetallimateriaalien käsittelyyn tarkoituksena ottaa niistä talteen alkuainerikki, pyrrotiittirikas-te, jälkimmäisen ollessa korkealaatuista materiaalia käytettäväksi rautamalmipellettien valmistuksessa ja rikkihapon valmistukseen, selektiivinen kuparirikaste ja tuote, joka sisältää runsaasti ei-rautametalleja, jalometalleja ja harvinaisia metalleja jaettavaksi edelleen laadun mukaan standardisoiduiksi selektiivisiksi rikasteiksi .The process according to the invention has been found suitable in tests for the treatment of various pyrite-containing polymetallic materials for the recovery of elemental sulfur, pyrroteite concentrate, the latter being a high quality material for use in iron ore pellets and quality-selective selective concentrates.

Claims (3)

8 6910 38 6910 3 1. Menetelmä rikkikiisupitoisen polymetallimateriaalin käsittelemiseksi, jolloin materiaalia kuumennetaan sulkemalla pois ilma ja sen jälkeen jaetaan eri tuotteiksi magneettisen erotuksen avulla, tunnettu siitä, että kuumennus suoritetaan pelkistävässä kaasuatmosfäärissä lämpötilassa 450-500°C 30-60 minuutin aikana, minkä jälkeen seuraa magneettinen erotus.A process for treating a sulfur-containing polymetallic material, wherein the material is heated by excluding air and then divided into different products by magnetic separation, characterized in that the heating is carried out in a reducing gas atmosphere at 450-500 ° C for 30-60 minutes, followed by magnetic separation. 2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet-t u siitä, että kuumennus suoritetaan vedyn tai maakaasun tai jäännöspolttoöljyn konversiotuotteiden muodostamassa pelkistävässä atmosfäärissä.Process according to Claim 1, characterized in that the heating is carried out in a reducing atmosphere formed by the conversion products of hydrogen or natural gas or residual fuel oil. 3. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet-t u siitä, että kuumennuksen päätyttyä käsiteltävä kuparipitoi-nen materiaali jäähdytetään nopeudella 2-4°C/min ja magneettinen erotus suoritetaan kahdessa vaiheessa erottamalla ensin rauta-sulfidit magneettisen kenttävoimakkuuden ollessa 1 000 - 2 300 Oe ja sitten suoritetaan kuparisulfidien erotus magneettisen kenttävoimakkuuden ollessa 4 500 - 6 000 Oe.Process according to Claim 1, characterized in that, after heating, the copper-containing material to be treated is cooled at a rate of 2 to 4 ° C / min and the magnetic separation is carried out in two stages by first separating iron sulphides with a magnetic field strength of 1,000 to 2,300 ° C. and then separating the copper sulfides with a magnetic field strength of 4,500 to 6,000 Oe.
FI800128A 1980-01-16 1980-01-16 FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL FI69103C (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI800128A FI69103C (en) 1980-01-16 1980-01-16 FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI800128A FI69103C (en) 1980-01-16 1980-01-16 FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL
FI800128 1980-01-16

Publications (3)

Publication Number Publication Date
FI800128A FI800128A (en) 1981-07-17
FI69103B true FI69103B (en) 1985-08-30
FI69103C FI69103C (en) 1985-12-10

Family

ID=8513187

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
FI800128A FI69103C (en) 1980-01-16 1980-01-16 FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL

Country Status (1)

Country Link
FI (1) FI69103C (en)

Also Published As

Publication number Publication date
FI800128A (en) 1981-07-17
FI69103C (en) 1985-12-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2553141C2 (en) Method of ferromolybdenum production from molybdenite
CN110029218B (en) Comprehensive utilization method of gold mine cyanide-containing tailing slag
CN105907945A (en) Method for reduction, self vulcanization and dearsenification of refractory high-arsenic high-sulphur gold ore
CN111270079A (en) Method for recovering valuable metals in copper slag
RU2333972C2 (en) Nickel recovery and cobalt from laterite ore
FI68657C (en) REFERENCE TO A VEHICLE BRAENNING AV BASMETALLSULFIDMATERIAL MED EN SYREHALTIG GAS
US3450523A (en) Procedure for the extraction of manganese,iron and other metals from silicates,metallurgical wastes and complex mining products
US4368176A (en) Desulfurizing roast of pyrite bearing polymetallic raw material
JPS61221339A (en) Flash refining method
CN1308471C (en) Method for obtaining cobalt and nickel from ores and ore concentrates
FI69103B (en) FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLMATERIAL
CA1086073A (en) Electric smelting of lead sulphate residues
US4891060A (en) Process for the recovery of gold using plasma
FI94538C (en) Process for the manufacture of nickel fine stone and metallised stone
SE442595B (en) PROCEDURE FOR TREATMENT OF A PYRITHLICALLY METALIC MATERIAL
CN110863218B (en) Method for extracting gold by adopting molten salt electrolysis enrichment
FI67497B (en) FOER FARING FOER BEHANDLING AV PYRITHALTIGT POLYMETALLISKT RAOMATERIAL
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
CA2363762A1 (en) Electromagnetic pyrolysis metallurgy
US1315761A (en) Process for treating ores and concentrates
US3942976A (en) Metal recovery process
RU2309187C2 (en) Method of processing auriferous arseno-pyrite ores and concentrates
CN1053705C (en) Cobalt-bearing oxidized ore treatment by microwave-heat plasma
SU1643625A1 (en) Method of recovering arsenic from nonferrous metallurgy dust

Legal Events

Date Code Title Description
MM Patent lapsed

Owner name: KHIMIKO-METALLURGICHESKY INSTITUT