KR101113631B1 - 정광의 제조방법 - Google Patents

정광의 제조방법 Download PDF

Info

Publication number
KR101113631B1
KR101113631B1 KR1020067001147A KR20067001147A KR101113631B1 KR 101113631 B1 KR101113631 B1 KR 101113631B1 KR 1020067001147 A KR1020067001147 A KR 1020067001147A KR 20067001147 A KR20067001147 A KR 20067001147A KR 101113631 B1 KR101113631 B1 KR 101113631B1
Authority
KR
South Korea
Prior art keywords
concentrate
leaching
conversion step
solution
copper
Prior art date
Application number
KR1020067001147A
Other languages
English (en)
Other versions
KR20060052829A (ko
Inventor
셉포 헤이말라
믹코 루오날라
Original Assignee
오토텍 오와이제이
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 오토텍 오와이제이 filed Critical 오토텍 오와이제이
Publication of KR20060052829A publication Critical patent/KR20060052829A/ko
Application granted granted Critical
Publication of KR101113631B1 publication Critical patent/KR101113631B1/ko

Links

Images

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
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical 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
    • C22B15/0002Preliminary treatment
    • C22B15/0004Preliminary treatment without modification of the copper constituent
    • C22B15/0008Preliminary treatment without modification of the copper constituent by wet 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
    • 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
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • C22B15/0089Treating solutions by chemical methods
    • 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)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Coloring Foods And Improving Nutritive Qualities (AREA)

Abstract

본 발명은 정광, 특히 황화구리계 광물로부터 만들어지는 정광 처리 방법에 관한 것이다. 본 발명에 따르면, 광물 선광으로부터 얻어진 처리될 정광 (4) 이 서로 다른 형태의 두 개의 황화물 정광인 광물에 포함된 귀금속과 같이 잘 용해되지 않는 성분을 주로 포함하는 제 1 정광 (7) 과 잘 용해되는 성분을 주로 포함하는 제 2 정광 (8) 으로 나뉜다. 용해성 성분을 포함하는 제 2 정광 (8) 은 침출 단계 (9) 로 유도되며 상기 침출 단계로부터 얻어지는 용액 (13) 은 적어도 하나의 변환 단계 (11,16) 로 유도되고, 공정 흐름 방향에 있어 첫 번째로 위치하는 변환 단계 (11) 에 잘 용해되지 않는 성분을 포함하는 제 1 정광 (7) 이 공급된다. 공정 흐름 방향에서 첫 번째로 위치하는 변환 단계 (11) 에서, 잘 용해되지 않는 성분을 포함하는 제 1 정광 (7) 의 황화물 형태의 철에 의해 적어도 용액에 포함된 구리가 황화물 형태로 변환되며, 변환 단계 (11,16) 로부터 얻어진 용액 (12) 의 적어도 일부가 침출 단계 (9) 로 반환된다.
정광, 침출, 선광

Description

정광의 제조방법{METHOD FOR PRODUCING CONCENTRATES}
본 발명은 광석과 같은 구리 함유 원재료로부터 정광(concentrate)을 제조하는 방법에 관한 것이다.
1 차 구리 원재료를 처리하기 위해서는, 주로 두 개의 주요 경로가 있다. 하나는 선광(concentration) - 제련(smelting) - 전해정련(electrolytic refining) 경로이고, 다른 하나는 힙 리칭과 같은 침출(leaching) - 액상-액상 추출 및 전해회수(electrolytic recovery) 경로이다. 원재료 질, 환경 보호, 지형 및 경제성과 관련된 이유에 있어서, 두 공정 모두 어려움이 증가하고 있다.
구리계 원재료를 선광하기 시작할 때, 광물화된 많은 부분이 산화되고 아마도 부유선광하기 어렵게되는 상황을 자주 마주하게 된다. 이들 중에는 특히 규산염 구리(copper silicate) 및 철 산화물을 포함하는 구리 광상 (copper ore deposit)이 있다. 또한, 황화 구리(copper sulfide)와 황철석(pyrite)이 섞인 입자는 부유선광(flotation)에 있어서 거의 불가능하게 될 수 있다. 미립화된 황철석 구리-아연-납 광상은 특별한 문제를 나타낸다. 전통적인 방법에 의한 상기 광상의 처리는 일반적으로 수율과 정광의 함량과 관련하여 좋지 않은 결과를 보인다. 제련기로의 이송 비용이 높은 질의 정광을 얻더라도 경쟁 관계에 있어 너무 높은 경우에는, 그 비용은 낮은 질의 정광에 대해서 조차도 더 높게 된다. 게다가, 그 경우 환경에 대한 위험성이 예를 들어 비소를 원인으로 하여 두 개의 분리된 장소에서 증가하게 된다. 제련 공정 그 자체는 대체로 많은 단계를 포함하는데, 그들 중에는 제련(예를 들어 자용로 제련 고로(flash smelting furnace)에서의), 전로제강(converting), 양극 고로 처리(anode furnace treatment); 가스용 황산의 생산 및 슬래그용 정광 공정 또는 전기로(electric furnace)가 있다. 경제적으로 비효율적인 다단계 제련을 하는 이유는 공급물, 즉 정광의 낮은 질 때문이다.
두 번째 유력한 방법(힙 리칭에 기초한 공정)과 관련해서는, 마찬가지로 더한 어려움이 있다. 광석이 귀금속 상당량 또는 황동석(chalcopyrite, CuFeS2)이나 용해되기 어려운 다른 어떤 화합물로서 구리 상당량을 포함하지 않는한, 상황은 매우 좋다. 그러나, 일반적으로, 이미 기능하고 있는 광산에서 조차도 느리게 용해되는 구리 광물의 부분이 특히 증가하게 된다. 이는 비용의 증가를 의미한다. 액상-액상 추출법에 기초한 방법의 다른 단점은 거의 모든 광산은 수명이 제한된다는 것이다. 만일 광산으로부터 음극 구리까지 모든 일련의 공정이 하나의 광상에만 기초한다면, 광석 본체의 양은 점차 소진되기 때문에 그 플랜트는 바람직하지 않은 상황에 직면하게 된다. 그 결과, 투자된 자본에 대해 이익율이 최적이 되지 않는다.
지질학상, 적어도 100년 전 이미, 금속 황화물은 예를 들어 다른 원소의 용액 이온으로부터 황화물로 침전될 때 변하는 경향이 있는 것이 발견되었다. 관 찰을 통하여 이러한 현상에 대한 원인의 실제 지식이 축적되어 약 50 년 전 미국특허 제 2,568,963 호가 이 문제에 대하여 출간되었다. 상기 미국특허에 따르면, 구리 정광은 침출되는 부분과 황화구리(CuS)의 침전에서 사용되는 부분으로 나뉜다. 얻어진 CuS는 구리를 생산하기 위해 황산염으로 침출된다. 고체 및 용해되는 성분은 공정으로부터 간단하게 제거된다. 그 후, 1956년에, 같은 발명자가 새로운 특허 US 2,755,172를 냈는데, 여기서 용액의 금속 이온, 즉 구리, 코발트, 니켈 및 아연은 그 침전되는 원소 보다 더 용해되기 쉬운 MeS 형태의 금속 황화물을 사용하여 CuS, CoS, NiS, ZnS 의 순서로 차례로 황화물로 침전된다. 침전 공정에서, pH는 점차적으로 증가하여 예를 들어 ZnS 의 침전에서, 황산염 용액의 pH는 6.2 ~ 7 범위 내이다.
미국특허 제 2,755,172 호의 방법에서 시작은, 황산의 생산에서 기인하는 원재료의 침출이기 때문에, 사용되는 pH 범위 6.2 ~ 7 은 경제적으로 중화 공정이 필요함을 의미한다. 이러한 사실은 추천되는 중화 시약이 특히 암모니아, 잿물(lye) 또는 Ca(OH)2 일 때, 또는 공정의 추천되는 부수적 단계가 Fe3 +가 황화수소(H2S)에 의해 환원되어 황, Fe2 +, H2SO4를 만드는 반응일 때 더욱 강조된다.
상술한 미국특허 2,568,963 및 2,755,172 에 있어 화학적 및 경제적으로 비현적인 접근뿐만 아니라 설명한 노하우에 있어서의 약점은 상기 미국특허의 몇 가지 특징에 의해 거의 50 여년 후인 지금 드러났다. 무엇보다도, 실제 천연의 황화 미네랄은 주로 MeS 형태로만 있는 것이 아니고, 금속/황 비율(Me/S 비율)이 넓은 범위 내에서 변동한다. 몇 가지 금속 황화물은, 침전 입자 및 다른 구조적 불순물은 말할 것도 없이, 순수한 Me-S형 미네랄과 비교하여 금속(Me)이 다른 황화물에 의해 부분적으로 치환된, 예를 들면 황이 비소 및 안티몬으로 치환된 합금화된 황화물이 대부분이다. 상술한 사실의 결과로서, 미국특허 2,755,172 에 따른 방법은 단순히 실제 원재료를 단순히 이용하지 않는다. 미국특허 2,568,963 에 따른 방법은 기능하기에 더 유리하지만, 예를 들어 철 함량 및 산 함량을 어떻게 조절할 것인지에 대한 해답을 제시하지 못한다. 또한, 미국특허 2,568,963 은 다른 정광은 침출공정에 대해 너무 좋지 않기 때문에, 구리 정광이 침출 공정에서 필요하다고 한다. 또한, 미국특허 2,568,963 에 따른 방법에 의해 상업적 질의 구리 생산물을 얻을 수 없다.
풍부한 구리 정광의 생산물에 있어 반응형태 하나는:
CuFeS2 + Cu2 + = CuxS + Fe2 + (1)
반응식 (1) 은 흔히 늦게 일어난다. 그러므로, 용액은 환원 조건의 방향으로 일어난다. 사용되는 환원제로는 예를 들어 구리(Cu0), 크롬(Cr0), 아연(Zn0), 코발트(Co0), 니켈(Ni0) 또는 철(Fe0) 원소, 황산화물(SO2) 또는 유기 환원제가 있다. 실험실 조건에서, 다음 반응에 대하여 얻어진 반응 시간은 1 시간이다.
CuFeS2 + Me0 + Cu2 + → CuxS + Fe2 + +.... (2)
그러나 실제로는 예를 들어 Fe0 분말 및 CuFeS2 입자 사이의 접촉이 쉽게 유지되지는 않는다고 이해될 수 있다. 이와 같이, 금속분말을 사용하는 주원리 그 자체는 경제적 이유로 상업적 공정에서는 불가능하다. SO2 의 사용에 있어서는, 공정 중 생성되는 과량의 H2SO4 를 만든다.
또한, 구리가 풍부한 구리 황화물(CuxS)의 제조에 대하여, 주로 두 가지 방법, 즉 반응식 (1) 에 따른 방법에 기초한 변환과 산성 시약을 이용한 선택적 침출 루트가 있는 것으로 알려져 있다. 후자는 예를 들어 반응식 (3) 으로 설명될 수 있다.
1.8 CuFeS2 + 4.8 O2 + 0.8 H2O = Cu1 .8S + 1.8 FeSO4 + 0.8 H2SO4 (3)
따라서 선택적 침출에 기초한 일반적인 공정은, 구리 황화물이 FeS2 및 규산염과 같은 해로운 성분을 포함하기 때문에 기본적으로 구리 황화물 생성물의 사용 가치를 증가시킴 없이 황산 및 확실치 않은 FeSO4 용액의 상당량을 만들어 낸다.
독일특허출원 2,207,382 에 따르면, CuFeS2 정광은 황산구리(CuSO4)의 존재하에 90 ~ 180 ℃의 온도 범위에서 CuxS 및 FeSO4 로의 변환에 의해 처리된다. 얻어진 FeSO4 용액은 180 ~ 230 ℃의 온도 범위의 오토클레이브(autoclave)에서 고체 Fe3 + 화합물 및 H2SO4 용액으로 가수분해된다. 고체 구리 황화물(CuxS)은 H2SO4로 산화시켜 CuSO4로 추출되고, 구리(Cu0) 원소에 의해 수행되는 결속된 시멘팅 정액(cementing purification) 후 수소를 갖는 구리로 환원된다. 독일특허출원 2,207,382 에 따른 방법은 예를 들어 소량의 아연, 납 및 황철광(pyrite)을 포함하는 순수한 정광으로 실행될 수 있다. 유사한 문제점들이 특허 CA 1,069,317 및 US 3,957,602 에서 설명된 방법에 또한 포함된다. 이전의 방법에서, CuFeS2 정광은 염소 침출에 의해 CuxS 와 FeCl2 용액으로 변환된다. CuxS가 침출되고 세척 후, 금속 구리가 CuCl로부터 환원된다. 불순물은 FeCl2 용액으로부터 제거되고, 전기분해를 통해 FeCl2는 FeCl3 용액과 금속 철로 변한다. 만일 생산품의 순도 또는 경제적 가치에 있어 특별한 중요도가 없다면, 이러한 방법은 매우 실용 가능성이 높다. 미국특허 3,957,602 에 따른 방법은 매우 순도 높은 구리 정광을 사용함에 의한 CuxS의 생산에 기초하는 두 개의 주요 라인으로된 기본적 형태이다. 여기서, CuFeS2 에 포함된 철은 CuxS의 침출과 관련하여 자로사이트(jarosite)로 변환된다. 그러나, 미국특허 3,957,602 에 따른 방법은 예를 들어 귀금속 및 MoS2의 환원을 고려하지 않지만, 그 사용은 현재의 주류적인 방법과 비교하여 부가적인 비용을 초래한다.
참고문헌(Yuil W. A. et al, Copper Concentration Enrichment Process, SME-AIME Annual Meeting, Los Angeles, California, 26 February~1 March 및 Bartlett R. W., A Process for Enriching Chalcopyrite Concentrates, New Orleans, 2~6 March 1986, pp. 227~246)에서 설명된 공정이 본 발명의 방법에 더 가깝다. Yuill등의 1984년 논문에서 씌여진 첫 번째 대안에 있어서 가장 심각한 단점은 200 ℃ 에서 수행되는 침출 공정과 거의 모든 황화물 황의 산화 및 황철석 황의 많은 양이 또한 황산염, 즉 황산으로의 변환과 관련된다는 것이다. 침출 오토클레이브 및 변환 오토클레이브 모두에서, 또한 용액에서 구리의 제거에 석회를 사용함에 의해 상황이 개선되도록 시도된다. 얻어진 변환 생성물은 추가적인 비용과, 실제로는 그 공정에서 구리와 귀금속 손실을 또한 초래하는 부유선광법(floatation)을 더 거치게 된다. 전체적으로, 얻어진 고 CuxS함량 생성물에 대하여, 용도의 관점에서 더 많은 장점이 있는 더 이상의 처리법이 발견되지 않았지만, CuxS 정광은 전통적인 구리 정광에 필적해야한다.
1987년 Bartlett에 의해 설명된 공정에서, 오토클레이브 단계는 200 ℃ 에서 작동되는 하나의 CuFeS2 침출 변환 단계에 결합된다. 장치 기술의 관점에서, 공정은 단순화된다. 아직 H2SO4의 생성, 철의 제거 및 석회의 사용과 관련된 문제점들이 대부분 그대로 남는다. 단순화에 대한 반작용으로, CuFeS2 정광의 변환 정도는 근본적으로 약화되어, 혼합된 FeS2-구리 황화물 입자는 생성물에 남겨지고 최종 정광에서 구리의 환원은 예를 들어 최종 생성물의 선택적 부유선광에 있어 증 가된 문제점 때문에 저하된다. 제련기의 관점에서, 얻어진 생성물은 전통적인 정광과 비교하여 아직 매력적이지 않다.
본 발명의 목적은 이전 기술의 단점을 없애고 화학적 구조적으로 어려운 구리 원재료의 처리 방법을 얻는 것으로, 그 방법은 투자 기술, 공정 기술 및 환경 보호의 관점 모두에 있어 최신의 기술보다 더 효과적이다. 본 발명의 기본적인 독창성있는 특징은 첨부한 청구범위에 기재되었다.
광석의 채굴 후 본 발명에 따른 방법을 적용할 때, 광석은 다음과 같이 세 부분, 즉 선광되는 부분, 힙 침출(heap leaching) 또는 다른 대응하는 침출 공정에 적합한 부분 및 맥석 부분으로 나뉘어진다. 본 발명에 따라, 선광되는 부분은 당해 원료에 적합한 공정, 예를 들면 부유선광법 또는 비중이나 자성에 있어 차이를 이용한 공정에 의해 처리되어, 서로 다른 형태의 두 개의 황화물 정광을 얻게된다. 제 1 형태의 황화물 정광은 예를 들어 광석에 함유된 귀금속을 포함하는 비교적 용해도가 낮은 정광이다. 제 2 형태의 황화물 정광은 몇몇 침출 방법에 의해 침출된 가치있는 성분을 최대로 회수할 것을 목적하는 정광이다. 그렇게 희망할 때, 정광의 생산에서 형성되는 찌꺼기, 즉 선광 모래는 가능한 산화물과 선광 단계로 갈 수 있다.
선광으로부터 얻어지는 제 2 형태의 용해성 황화물 정광은 황산염계 또는 염화물계 침출 단계로 보내지거나, 이들 둘이 조합된 침출 단계로 보내지는데, 필요하다면 산화물의 침출로부터 얻어진 용액 또한 그 침출 단계로 보내질 수 있다. 침출은 50 ~ 105 ℃ 에서 대기압 침출로서 수행되는 것이 유리하다. 침출은 오토클레이브에서 수행될 수도 있다. 또한, 침출 단계 후 변환 단계에서 얻어진 용액의 적어도 일부는 침출 단계로 보내진다.
제 2 형태의 정광의 침출로부터 얻어지고 재순환에 의해 농축될 수 있는 산성 용액은 90 ~ 200 ℃, 유리하게는 150 ~ 190 ℃ 에서 제 1 형태 정광으로 수행되는 변환 단계로 보내진다. 이제 원리적으로 다음 반응식 (4) 의 결과로서,
Cun + + CuFeS2,(ZnS, PbS) = CuxS + Fe2 + + (Zn2 + + Pb2 +) +... (4)
유리하게 귀금속을 포함하고 고CuxS함량의 정광이 얻어지고, 이러한 정광은 예를 들어 조동(blister copper)의 생산을 위한 다음 처리 단계로 보내진다. 예를 들어 초기 광석에서 및 침출될 폐물과 같은 원료에서 구리-아연-납-철 황화물 함량의 비율에 따라, 변환 후 모든 용액은 우선 순환, 침출 공정으로 가거나 또는 그 일부(재순환된 용액의 나머지 부분에 있는)는 구리의 변환 후 적어도 또 한 번의 변환 단계로 보내지고, 이 변환 단계에서는 반응식 (5) 및 (6) 또는 반응식 (7) 및 (8) 의 결과로서 예를 들어 용액 중의 Zn2 + 및/또는 Pb2 +가 황화철의 존재하에 황화물로서 침전된다.
Fe1 - xS + Zn2 + = ZnS + Fe2 + + ... (5)
Fe1 - xS + Pb2 + = PbS + Fe2 + + ... (6)
FeS + Zn2 + = ZnS + Fe2 + (7)
FeS + Pb2 + = PbS + Fe2 + (8)
황화납(PbS)의 생성물에는 Pb2 +가 용해될 수 있는 염화물 용액 또는 황산염-염화물 혼합 용액과 같은 염기 용액이 필요하다.
이러한 경우에, 황화아연(ZnS) 및 황화납(PbS) 은 무엇보다도 아연과 납의 함량비에 따라, 그리고 황화아연 및 황화납의 이후 처리에 따라 같이 또는 개별적으로 침전될 수 있다. Fe1 - xS의 사용은 오토클레이브 조건 또는 Fe3 +의 환원제의 사용을 필요로 한다. ZnS와 PbS의 침전에는 FeS의 사용이 유리한데, 상기 반응들은 상온에서 이미 매우 빠르기 때문이다. ZnS 및 PbS의 침전 전에, 공급물 용액은 알려진 방법으로 Pb 및 Zn 와 같은 전형적인 불순물들이 제거될 수 있기 때문에, 상술한 하위공정은 무엇보다 Pb 및 Zn 모두의 건식재련 생산을 위해 매우 적합한 예비단계이다.
예를 들어 황철석이 광석의 처리로부터의 부산물로서 이미 미립화 되어 얻어질 때, 또는 자황철석(pyrrhotite, Fe1-xS)이 거의 사용될 수 없을 때, 또는 자황철석이 개별적으로 채굴되어야 할 때는 Fe1 - xS 또는 FeS 의 생산을 위한 시약으로서 황철석(FeS2)을 사용할 수 있다. 또한, FeS2는 무엇보다 금을 자주 포함하는데, 이 금은 황화아연 및/또는 황화납의 침전과 관련하여 회수될 수 있다.
산과는 별개로, 본 발명에 따른 방법의 변환 단계로부터 얻어져, 침출 단계로 다시 보내지는 재순환 용액의 주성분은 철이다. 이 철은 산화물, 수화 산화물(oxide hydrate) 또는 하이드로늄-알칼리-자로사이트로서 제 2 형태 황화물 정광의 침출과 주로 관련하여 제거된다. 더 높은 철 함량을 위해, 상승된 온도에서 수행되는 산-재생 열가수분해(acid-regenerating thermohydrolysis)가 또한 실용적이다.
그러나, 본 발명에 따른 방법의 전체 공정에 대하여 일반적으로 최적의 경제성과 효율적인 작동을 보장하는 인자는 광물질에 특정한 각 하위단계의 제어 및 제 1 및 제 2 형태 정광을 생성하기 위해 사용되는 부유선광 공정이 예를 들어 미국특허 5,108,495 및 4,561,970 에서 설명된 바와 같은 광물질에 특정한 전기화학적 측정에 의해 유리하게 제어되는 것에 관련된다.
이렇게 해서, 특히 황의 화학적 성질, 가용성 성분의 함량과 서로 다른 광물질의 산화 속도를 직접 현장 조건에서 측정하고 조절함으로써, 각 하위단계를 가능한 최선의 방식으로 실시할 수 있다. 예를 들어, 귀금속을 함유한 황동석(chalcopyrite, CuFeS2)계 광석의 침출과 관련하여, 매우 중요한 세부 사항 두 가지는, 필요할 때 대기압 조건에서 CuFeS2 를 침출하고, 그리고 황산염계 또는 염화물계 용액 중의 금과 은 그리고 그 광물을 황화물 광물을 포함하는 슬러리에서 침출하는 것이다. 일반적으로 CuFeS2의 침출은 50 ~ 105 ℃ 에서 수행된다. 그 경우, 본 발명의 방법에 따라, 예를 들어 귀금속이 양호한 수율로 용액에서 얻어진다. 또한, 용액 중에 그리고 광물 표면에서 CuFeS2 그 자체 및 소정 비율의 HSO3 =, S2O3 =, S4O6 =, S5O6 = 등으로 주어진 포텐셜율(potential rate)을 유지하는 것이 중요하다. 부유선광에 있어서, 대응하는 방법을 사용하면, 순수 그라인딩의 정도에 의해 규정되는 한계에 접근하는 결과가 얻어진다. CuFeS2 의 침출에서 양호한 범위는 원료에 따라 무엇보다 일반적으로 +450 ~ +650 mV (vs AgCl/Ag) 이다. 그러나, 동시에, Cu1 .96S의 포텐셜은 확실하게 더 낮아야해서, 예를 들어 은(Ag0) 전극의 포텐셜은 바람직하게 +200 mV 보다 작아야 한다. 유사한 방법으로, 금의 침출을 제어함에 의해, 금 및 은은 티오황산염(thiosulfate) 착물로서 용액으로 이송되고, 이들은 제 1 형태의 황화물 정광의 귀금속과 함께 변환 단계에서 CuxS 생성물에서 얻어진다. 침출에 있어서 낮은 포텐셜율은 예를 들어 황화은(AgSx)의 침전을 일으킬 수 있고, 반면 높은 포텐셜율은 예를 들어 몇 가지 상이한 방법으로 용액으로부터 금을 제거하는 황 함량이 높은 중티온산염(polythionate)을 생성한다. 그와 같이, 효율적인 침출은 무엇보다 황철석, 소정량의 아황산염(sulfite) 또는 탄소를 당연히 포함해야 한다. 또한, 재순환 용액에 포함된 니켈 및 코발트와 같은 촉매제가 공정의 하위단계를 조절하는데 유리하게 사용될 수 있다.
본 발명은 본 발명의 바람직한 실시예를 묘사하는 플로우챠트인 첨부된 도 1 을 참고하여 아래에서 더 자세히 설명된다.
도면에 따라, 구리계 광물이 채굴되어 (1), 그 채굴된 광물은 맥석(2), 산화물 함유 부분 (3) 및 선광되는 부분 (4) 들로 나뉜다. 산화물 함유 부분 (3) 은 산화물 침출 단계 (5) 로 보내지는데, 이 침출단계에는 본 발명에 따른 방법의 변환 단계 (11) 로부터 재순환된 아황산염 용액 (12) 의 일부(또한, 희망할 경우 구리 함유 스크랩 (6) 도 함께)가 공급된다. 산화물 침출로부터 얻어진 용액 (20) 은 제 2 형태의 정광 (8) 의 침출 공정으로 보내지고, 반면 가용성 부분은 산화물 침출로부터 폐기부 (21) 로 간다.
부유선광 (19) 에 의해 수행되는 선광에서는, 상기 부분 (4) 이 두 개의 정광으로 나뉘는데, 그 중 제 1 형태의 정광 (7) 은 귀금속과 같이 잘 용해되지 않는 성분을 주로 포함하고, 제 2 형태의 정광 (8) 은 주로 용해성 성분을 포함한다. 제 2 형태의 정광 (8) 은 침출 단계 (9) 로 보내지는데, 이 침출 단계에는 황산 (10) 및 산화물 침출 단계 (5) 로부터 얻어지는 용액 (20) 이 공급된다. 침출 단계 (9) 에는, 변환 단계 (11) 로부터 얻어지는 황산염 용액 (12) 의 적어도 일부가 공급된다.
침출 단계 (9) 에서, 황화구리계 정광 (8) 이 침출되고 중화되어, 침출 단계 (9) 에서는 철이 폐기부 (15) 에서 얻어진다. 침출 단계 (9) 로부터 얻어진 용액 (13) 은 변환 단계 (11) 로 보내지는데, 이 변환 단계에는 제 1 형태 정광 (7) 이 또한 공급된다. 변환 단계 (11) 에서는, 구리가 그 변환 단계 (11) 에 공급되는 제 1 형태 정광 (7) 의 황화철에 의해 귀금속을 포함하는 황화물 형태로 변환된다. 귀금속을 포함하는 황화구리 (14) 는 변환 단계 (11) 로부터 제거되어, 다음 공정으로 보내진다. 변환 단계 (11) 의 황산염 용액 (12) 의 일부는 제 2 형태 정광 (8) 의 침출 단계 (9) 및 산화물 침출 단계 (5) 로 돌아가고, 반면 황산염 용액 (12) 의 다른 일부는 예를 들어 변환 단계 (16) 에 공급되는 황화철 (17) 에 의해 용액 중의 아연과 납을 황화물 형태로 바꾸기 위하여 그리고 다음 처리를 위해 아연과 납을 제거 (18) 하기 위하여 예를 들어 제 2 변환 단계 (16) 로 유리하게 보내진다. 제 2 변환 단계 (16) 로부터 얻어진 용액은 제 1 변환 단계 (11) 의 황산염 용액 (12) 과 결합되어 각각 앞 공정 단계로 되돌아간다.
실시예
본 발명에 따른 방법은 아연 함량이 낮은 황화구리-황철광 광물(총 처리량 447 kg, 구리 1.6 중량%, 아연 0.47 중량% 포함)에 적용되었다. 선광과 관련하여, 처리 중인 정광으로부터 공지의 방법으로 다음 공정으로 보내지는 황화아연 정광이 분리되었다. 본 발명에 따라, 처리된 정광을 다음 처리를 위해 제 1 정광(8.7 kg) 및 제 2 정광(32.4 kg), 두 부분으로 나누었다. 제 1 정광은 용해성이 좋지 않은 많은 양의 황동광(CuFeS2)을 포함하여 제 1 정광은 구리 2.1 kg, 철 3.5 kg, 황 4.1 kg 및 소량의 아연 0.1 kg 을 포함하였다. 구리와는 별개로, 제 2 정광은 다량의 황철광(FeS2)을 포함하여, 제 2 정광은 구리 4.2 kg, 철 11.7 kg, 황 13.8 kg 및 소량의 아연 0.7 kg 을 포함하였다.
제 2 정광은 100 ~ 105 ℃, 산화 조건에서 수행되는 황산 침출 단계로 우선 보내졌다. 침출 단계로부터 얻어지는 황산 함유 용액(구리 77 g/l, 아연 59 g/l 및 철 30 g/l 를 포함)은 160 ~ 170 ℃ 에서 수행되고 제 1 정광이 또한 공급되는 변환 단계로 계속 보내졌다. 원리적으로 반응식 (4) 에 따라, 용액에 함유된 구리는 제 1 정광에 함유된 철에 의해 황화구리(CuxS) 형태로 변하고, 동시에 제 1 정광에 이미 함유된 황화물 형태의 구리는 황화물 상태로 남았다. 얻어진 정광의 양은 10.7 kg 으로 구리 5.9 kg을 함유하였다.
변환 단계에서 생성되고 원리적으로 반응식 (4) 에 따라 아연뿐만 아니라 용해성 형태로 변한 철을 함유하는 용액의 일부는 제 2 정광 침출 단계로 복귀되었는데, 그 단계에서 철 40.1 kg이 침출 잔류물 및 자로사이트(jarosite) 침전물로서 제거되었다. 변환 단계 용액의 일부는 아연이 원리적으로 반응식 (7) 에 따라 트로이라이트(troilite, FeS)에 의해 황화물로서 침전되는 새로운 제 2 변환 단계로 보내졌다. 얻어진 황화아연 정광의 양은 1.2 kg 이었는데, 이 정광은 선광 단계와 관련하여 얻어진 황화아연 정광과 결합하여 다음 단계로 이송된다. 제 2 변환 단계로부터 얻어진 황산철 용액은 제 1 변환 단계로부터의 용액과 함께 제 2 정광 침출 단계로 돌아간다.

Claims (13)

  1. 정광 처리 방법으로서,
    광물 선광으로부터 얻어진 처리될 정광 (4) 이 서로 다른 형태의 두 개의 황화물 정광, 즉 광석에 포함된 귀금속과 같이 잘 용해되지 않는 성분을 포함하는 정광 (7) 과 잘 용해되는 성분을 포함하는 정광 (8) 으로 나누어지고, 용해성 성분을 포함하는 정광 (8) 은 침출 단계 (9) 로 보내지며, 이 침출 단계로부터 얻어진 용액 (13) 은 적어도 하나의 변환 단계 (11,16) 로 보내지고, 공정 흐름 방향에 있어 첫 번째로 위치하는 변환 단계 (11) 에는 잘 용해되지 않는 성분을 포함하는 정광 (7) 이 공급되고, 공정 흐름 방향에서 첫 번째로 위치하는 변환 단계 (11) 에서, 잘 용해되지 않는 성분을 포함하는 정광 (7) 의 황화물 형태의 철에 의해 적어도 용액 중의 구리가 황화물 형태로 변환되며, 변환 단계 (11,16) 로부터 얻어진 용액 (12) 의 적어도 일부가 침출 단계 (9) 로 반환되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  2. 제 1 항에 있어서, 공정 흐름 방향에서 첫 번째로 위치하는 상기 변환 단계 다음에 있는 변환 단계 (16) 에서, 상기 변환 단계에 공급되는 황화물 형태의 철 (17) 에 의해 서로 다른 금속 성분들이 황화물 형태로 변환되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  3. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 상기 침출 단계 (9) 는 50 ~ 105 ℃ 의 온도에서 대기압 침출로서 수행되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  4. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 상기 침출 단계 (9) 는 오토클레이브 침출로서 수행되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  5. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 상기 변환 단계 (11,16) 는 90 ~ 200 ℃ 의 온도에서 수행되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  6. 제 5 항에 있어서, 상기 변환 단계 (11,16) 는 150 ~ 190 ℃ 의 온도에서 수행되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  7. 제 1 항 내지 제 6 항 중 어느 한 항에 있어서, 공정 흐름 방향에서 첫 번째로 위치하는 변환 단계 (11) 에서 첨가되는 잘 용해되지 않는 성분을 포함하는 정광 (7) 은 황동석(CuFeS2)인 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  8. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 첫 번째 변환 단계 (11) 다음에 있는 상기 변환 단계 (16) 에서 첨가되는 철은 트로이라이트(FeS)인 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  9. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 첫 번째 변환 단계 (11) 다음에 있는 변환 단계 (16) 에서 첨가되는 철은 자황철석(Fe1-xS)인 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  10. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 정광을 만들기 위해 이용되는 부유선광 공정 (19) 이 광물질에 특정한 전기화학적 측정을 이용하여 제어되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  11. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 정광의 처리에 이용되는 상기 침출 단계 (9) 는 광물질에 특정한 전기화학적 측정을 이용하여 제어되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  12. 제 1 항 또는 제 2 항에 있어서, 정광의 처리에 이용되는 상기 변환 단계 (11,16) 는 광물질에 특정한 전기화학적 측정을 이용하여 제어되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
  13. 제 1 항에 있어서, 공정의 흐름에 있어 첫 번째로 위치하는 상기 변환 단계 (11) 에서, 정광에 포함된 귀금속이 회수되는 것을 특징으로 하는 정광 처리 방법.
KR1020067001147A 2003-07-17 2004-07-14 정광의 제조방법 KR101113631B1 (ko)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20031083 2003-07-17
FI20031083A FI116070B (fi) 2003-07-17 2003-07-17 Menetelmä rikasteiden aikaansaamiseksi
PCT/FI2004/000451 WO2005007902A1 (en) 2003-07-17 2004-07-14 Method for producing concentrates

Publications (2)

Publication Number Publication Date
KR20060052829A KR20060052829A (ko) 2006-05-19
KR101113631B1 true KR101113631B1 (ko) 2012-02-13

Family

ID=27636113

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
KR1020067001147A KR101113631B1 (ko) 2003-07-17 2004-07-14 정광의 제조방법

Country Status (21)

Country Link
US (1) US7510593B2 (ko)
EP (1) EP1651784B1 (ko)
JP (1) JP5204402B2 (ko)
KR (1) KR101113631B1 (ko)
CN (1) CN100365139C (ko)
AR (1) AR046395A1 (ko)
AT (1) ATE501282T1 (ko)
AU (1) AU2004257843B2 (ko)
BR (1) BRPI0412686B1 (ko)
CA (1) CA2530354C (ko)
DE (1) DE602004031740D1 (ko)
EA (1) EA009503B1 (ko)
ES (1) ES2362985T3 (ko)
FI (1) FI116070B (ko)
MX (1) MXPA06000519A (ko)
PE (1) PE20050563A1 (ko)
PL (1) PL1651784T3 (ko)
PT (1) PT1651784E (ko)
RS (1) RS51221B (ko)
WO (1) WO2005007902A1 (ko)
ZA (1) ZA200600251B (ko)

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI118648B (fi) * 2005-02-14 2008-01-31 Outotec Oyj Menetelmä kuparipitoisten materiaalien käsittelemiseksi
US8252254B2 (en) 2006-06-15 2012-08-28 Barrick Gold Corporation Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver
AU2008200206B2 (en) * 2007-01-19 2012-09-06 Ausenco Services Pty Ltd Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides
JP5069173B2 (ja) * 2008-03-27 2012-11-07 Jx日鉱日石金属株式会社 鉱物からの銅の回収方法
EA037155B1 (ru) * 2019-05-17 2021-02-12 Калкаман Жумашев Способ переработки руд, низкосортных концентратов и техногенных отходов меди
CN114934190B (zh) * 2022-05-13 2024-05-24 云南铜业股份有限公司西南铜业分公司 一种含铜物料的顶吹协同处理方法

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4256553A (en) * 1980-01-23 1981-03-17 Envirotech Corporation Recovering copper from chalcopyrite concentrate
US6319389B1 (en) * 1999-11-24 2001-11-20 Hydromet Systems, L.L.C. Recovery of copper values from copper ores

Family Cites Families (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2568963A (en) 1949-06-04 1951-09-25 Chemical Construction Corp Process for the recovery of copper from its ores and minerals
US2755172A (en) 1949-11-15 1956-07-17 Chemical Construction Corp Selective replacement of metal sulfides
CA953924A (en) 1971-02-19 1974-09-03 Cominco Ltd. Hydrometallurgical process for extraction of copper and sulphur from copper-iron sulphides
US3827557A (en) * 1971-05-17 1974-08-06 Stepan Chemical Co Method of copper sulfide ore flotation
US3957602A (en) 1974-07-24 1976-05-18 Cyprus Metallurgical Processes Corporation Recovery of copper from chalcopyrite utilizing copper sulfate leach
CA1069317A (en) 1975-02-18 1980-01-08 Duane N. Goens Recovery of copper from chalcopyrite
US4152142A (en) * 1977-02-28 1979-05-01 Kennecott Copper Corporation Recovery of copper values from iron-containing ore materials as mined and smelted
FI65278C (fi) * 1982-03-18 1984-04-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer behandling av vaerdemetallhaltiga slagg innehaollande jaern som uppstaor speciellt vid smaeltprocesser avoppar och nickel
FI65025C (fi) 1982-11-02 1984-03-12 Outokumpu Oy Foerfarande foer att flotatinsanrika komplexa metallfoereningar
FI78990C (fi) * 1984-10-30 1989-10-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer maetning och reglering av den elektrokemiska potentialen och/eller komponenthalten i en behandlingsprocess av vaerdematerial.
FI82773C (fi) * 1988-05-13 1991-04-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer styrning av process.
US5616168A (en) * 1994-02-28 1997-04-01 Kennecott Utah Copper Corporation Hydrometallurgical processing of impurity streams generated during the pyrometallurgy of copper
US5795465A (en) * 1994-07-15 1998-08-18 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
AUPP484498A0 (en) * 1998-07-24 1998-08-20 Aberfoyle Resources Limited Processing minerals
AU7716101A (en) * 2000-07-25 2002-02-05 Phelps Dodge Corp Method for recovery of metals from metal-containing materials using medium temperature pressure leaching
FI116683B (fi) * 2003-07-17 2006-01-31 Outokumpu Oy Menetelmä jalometalleja sisältävien sulfidimalmien käsittelemiseksi
OA13279A (en) * 2003-11-03 2007-01-31 Oxiana Ltd Leach extraction method.
FI118648B (fi) * 2005-02-14 2008-01-31 Outotec Oyj Menetelmä kuparipitoisten materiaalien käsittelemiseksi

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4256553A (en) * 1980-01-23 1981-03-17 Envirotech Corporation Recovering copper from chalcopyrite concentrate
US6319389B1 (en) * 1999-11-24 2001-11-20 Hydromet Systems, L.L.C. Recovery of copper values from copper ores

Also Published As

Publication number Publication date
DE602004031740D1 (de) 2011-04-21
EP1651784A1 (en) 2006-05-03
MXPA06000519A (es) 2006-03-30
AU2004257843A1 (en) 2005-01-27
AU2004257843B2 (en) 2010-02-18
JP2007536429A (ja) 2007-12-13
EA009503B1 (ru) 2008-02-28
RS51221B (sr) 2010-12-31
PT1651784E (pt) 2011-04-05
ES2362985T3 (es) 2011-07-18
US7510593B2 (en) 2009-03-31
FI116070B (fi) 2005-09-15
AR046395A1 (es) 2005-12-07
CN1823173A (zh) 2006-08-23
BRPI0412686B1 (pt) 2012-09-18
US20060272454A1 (en) 2006-12-07
JP5204402B2 (ja) 2013-06-05
ATE501282T1 (de) 2011-03-15
CN100365139C (zh) 2008-01-30
KR20060052829A (ko) 2006-05-19
CA2530354C (en) 2012-09-11
BRPI0412686A (pt) 2006-10-03
CA2530354A1 (en) 2005-01-27
FI20031083A0 (fi) 2003-07-17
FI20031083A (fi) 2005-01-18
ZA200600251B (en) 2007-05-30
EA200501907A1 (ru) 2006-08-25
PE20050563A1 (es) 2005-08-29
EP1651784B1 (en) 2011-03-09
PL1651784T3 (pl) 2011-08-31
RS20060024A (en) 2008-04-04
WO2005007902A1 (en) 2005-01-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Baba et al. A review on novel techniques for chalcopyrite ore processing
US4063933A (en) Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
CN105452497B (zh) 从复杂基材综合回收金属
EP3363918A1 (en) Method for extracting metals from concentrated sulphurated minerals containing metals by direct reduction with regeneration and recycling of the reducing agent, iron, and of the flux, sodium carbonate
JPH08505902A (ja) 複合鉱石から金属の湿式冶金回収方法
EA013700B1 (ru) Способ выщелачивания сульфидных минералов
US3957602A (en) Recovery of copper from chalcopyrite utilizing copper sulfate leach
MX2010011197A (es) Proceso de lixiviacion para concentrados de cobre que contienen compuestos de arsenico y antimonio.
CA2949036C (en) Hydrometallurgical process for the recovery of copper, lead and/or zinc
ZA200600251B (en) Method for producing concentrates
FI65804C (fi) Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av bly silveroch guld samt zink ur orena jarositaoterstoden fraon en e letrolytisk zinkprocess
ES2794298B2 (es) Procedimiento de extracción de metales a partir de minerales o concentrados de sulfuros polimetálicos
US7494528B2 (en) Method for smelting copper concentrates
CN100366767C (zh) 用氯化物浸析和萃取回收金属的方法
Rumbu Review on Copper Hydrometallurgy
CN1823171A (zh) 加工含有贵金属的硫化物矿石的方法
Meyers et al. Sulfur dioxide pressure leaching. New pollution-free method to process copper ore
Sepulveda et al. Leaching of white metal in a NaCl-H2SO4 system under environmental conditions
Jansen et al. Developments in sulfur disposal techniques in hydrometallurgy
CA1076367A (en) Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
WO2024098097A1 (en) An improved process for recovery of metals from refractory ores
MX2010013511A (es) Proceso para la lixiviacion de cobre y plata a partir de menas de fases minerales refractarias que contienen hierro y azufre.
Castle Scope and limitations for application of selectivity in oxidation potential-controlled leaching of metal sulphides NL Piret Stolberg Consult GmbH, Neuss, Germany
Sahu et al. Selective dissolution of chalcopyrite in chloride media
WO1996025361A1 (en) Copper precipitation process

Legal Events

Date Code Title Description
A201 Request for examination
E902 Notification of reason for refusal
E701 Decision to grant or registration of patent right
GRNT Written decision to grant
FPAY Annual fee payment

Payment date: 20150122

Year of fee payment: 4

FPAY Annual fee payment

Payment date: 20160121

Year of fee payment: 5

FPAY Annual fee payment

Payment date: 20170120

Year of fee payment: 6

FPAY Annual fee payment

Payment date: 20180118

Year of fee payment: 7

FPAY Annual fee payment

Payment date: 20200120

Year of fee payment: 9