NO834518L - Fremgangsmaate ved opparbeidelse av komplekse, sulfidiske malmkonsentrater - Google Patents
Fremgangsmaate ved opparbeidelse av komplekse, sulfidiske malmkonsentraterInfo
- Publication number
- NO834518L NO834518L NO834518A NO834518A NO834518L NO 834518 L NO834518 L NO 834518L NO 834518 A NO834518 A NO 834518A NO 834518 A NO834518 A NO 834518A NO 834518 L NO834518 L NO 834518L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- content
- leaching
- lead
- zinc
- copper
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 56
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 33
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 76
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 35
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 35
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 35
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 34
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 31
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 31
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 31
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 26
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 26
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 25
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 21
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 16
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 13
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 12
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 11
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 11
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 10
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 10
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 9
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 9
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 claims description 8
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 6
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 5
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims description 5
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 claims description 5
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 5
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 4
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 4
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 claims description 4
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 1,3,2$l^{2}-dioxaplumbetan-4-one Chemical compound [Pb+2].[O-]C([O-])=O MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910000003 Lead carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 3
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 3
- RYZCLUQMCYZBJQ-UHFFFAOYSA-H lead(2+);dicarbonate;dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Pb+2].[Pb+2].[Pb+2].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O RYZCLUQMCYZBJQ-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 3
- 229910021514 lead(II) hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 2
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 claims 2
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 claims 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims 1
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical group [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 53
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 23
- 239000000463 material Substances 0.000 description 15
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 10
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 9
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 8
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 8
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 6
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 230000006735 deficit Effects 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 4
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 4
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 3
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 3
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 3
- 239000012633 leachable Substances 0.000 description 3
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 3
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 2
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 2
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 2
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 2
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 2
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 2
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021591 Copper(I) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021592 Copper(II) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021577 Iron(II) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M copper(I) chloride Chemical compound [Cu]Cl OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 1
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L iron dichloride Chemical compound Cl[Fe]Cl NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/06—Chloridising
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/06—Refining
- C22B13/08—Separating metals from lead by precipitating, e.g. Parkes process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/06—Refining
- C22B13/10—Separating metals from lead by crystallising, e.g. by Pattison process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/30—Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
- C22B34/34—Obtaining molybdenum
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
- C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
- C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
- C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
- C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
- C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
- C22B60/0234—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors sulfurated ion as active agent
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Crystallography & Structural Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Oppfinnelsen angår en fremgangsmåte ved selektiv utvinning av metallinnholdet i flermetalliske, sulfidiske malmkonsentrater som inneholder bly og/eller gull og i dét minste ett av grunnstoffene kobber, nikkel, kobolt, sink, uran, molybden, jern og sølv. Foruten gull innbefattes her også andre edelmetaller som er edlere enn sølv.
De malmkonsentrater eller sliger som med fordel kan opparbeides ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen, kan være av typen flermetalliske rest- eller pyrittsliger som dannes ved mineraloppredningen av komplekse sulfidmalmer for å
oppnå rene kobbersliger, sinksliger, blysliger og/eller svovelkissliger- eller også forskjellige typer av såkalte bulk-/ eller samkonsentrater. Felles for restsliger er at ikke-jernmetallinnhbldet kan være meget lavt, f.eks. 5%
eller derunder, hvilket er tilfellet spesielt for spanske pyrittiske sliger og restsliger. I bulkkonsentrater er blyinnholdet ofte lavt, mens kobber- og/eller sinkinnholdet er betydelig høyere.
Noen kritisk øvre grense for sligenes innhold av f.eks. bly, kobber, sink, sølv og gull finnes ikke for utnyttelsen av den foreliggende fremgangsmåte, men av praktiske grunner er blyinnholdet begrenset til ca. 20%. Ved behov kan imidlertid dette blyinnhold i sligen overskrides, men ved innblanding av blyfattigere materiale, for eksempel inert materiale eller blyfattigere sliger, senkes blyinnholdet slik at chargen som innføres i det første trinn av prosessen vil inneholde høyst ca. 2 0% bly.
Sliger av de ovennevnte typer er dessuten ofte forurenset med slike elementer som arsen, antimon, vismut eller kvikksølv. Disse elementer gir opphav til tekniske og miljømessige problemer i de vanlige smelteverkprosesser.
Det finnes idag ingen attraktiv metode for direkte opparbeidelse av konsentrater av den type som innledningsvis er angitt, til verdifulle metallprodukter.
Bulkkonsentrater pleier å bli<*>videre anriket, men det er
i praksis umulig å få frem blyfrie kobber- og/eller sink-konsentrater. Derved får kobberverk og sinkverk som be-handler disse sliger, såvel tekniske som miljømessige
problemer samtidig som sligenes blyinnhold som oftest går verdimessig tapt. Endog en del kobber, sink og sølv pleier verdimessig å gå tapt ved selektiv oppdeling av bulkkonsentrater .
Det er blitt foreslått selektivt å utlute bulkkonsen-tratets blyinnhold med et oxyderende utlutingsmiddel, som FeCl-j/ hvorved blyinnholdet skulle kunne utnyttes samtidig
som den fortsatte opparbeidelse av det gjenværende bulkkon-sentrat skulle kunne forbedres. Forslagene har imidlertid så vidt vites ikke ført til noen teknisk prosess. Ulemper ved en i slik prosess er at store sligmenger må utlutes og at det er vanskelig ved utlutingen å hindre at også sink går over i oppløsning. Den anvendte utlutingsvæske må oxyderes innen den på ny kan anvendes.
Allerede på 1800-tallet ble utluting av sulfidisk malm med en oxyderende kloridoppløsning bestående av FeCl^og/ eller CuC^ foreslått. Disse forsøk er blitt tatt opp igjen på forskjellige steder i verden i løpet av 1960- og 1970-tallet. Forslag er også blitt fremsatt angående utluting av såvel ren kobberslig som ren blyslig og bulkkonsentrater som inneholder kobber, sink og bly.
Blant ulempene ved foreslåtte sulfidutlutingsprosesser
må nevnes:
- den erholdte utlutingsoppløsning blir meget kompleks og
vanskelig å separere i de forskjellige metaller, mens 4'éåvel bly som kobber, sink og sølv blir opploist. - Sligens jerninnhold blir utlutet og må senere utfelles i form av jarositt, goethitt eller treverdig jernhydroxyd, hvilket krever tilsetning av kjemikalier ogforårsaker de-poneringsproblemer. - Ef ter. utlutingen foreligger j ernk.lor-i.de t som FeCl2og kobber-kloridet, om dette er blitt anvendt, som CuCl. Disse må oxyderes til hhv. FeCl3og CuCl2for på nytt å kunne anvendes for utluting. - Kobber og sink som er tilstede i sligen, vil foreligge som klorider. Disse må overføres til sulfater for at vel-etablert reduksjonsteknikk (elektrolyse) skal kunne anvendes. - Prosessene er uegnede for sliger som inneholder forurensningene, kvikksølv, arsen, antimon og vismut, og de er også uegnede for edelmetallholdige sliger.
Til tross for store anstrengelser er således ennu ingen prosess blitt utviklet som har kunneterstatte de vanlige smelteverksprosesser for aktuelle typer av komplekse, sulfidiske materialer, f. eks. bulkkonsentrater som inneholder bly, kobber og sink. Som antydet ovenfor er heller ikke slike pyrometallurgiske prosesser attraktive med de krav til produktivitet, utbytte og miljø som idag stilles.
Pyrittiske malmer eller sliger som inneholder kobber, sink og bly i en mengde av under 5%, er siden 1800-tallet blitt behandlet i storindustrien målestokk på en slik måte at materialet først røstes, hvorpå de såkalte kisavbranner utsettes for klorerende røsting. Kobber, sink og bly har da kunnet utlutes, hvorefter det dannede jernoxyd er blitt anvendt som råmateriale for fremstilling av råjern i mas-ovner. Opparbeidelse av utlutingsoppløsningen og separering av metallene fra hverandre er imidlertid en omstendelig og håndteringsmessig uhygienisk prosess. Hele prosessen er således kostnadskrevende og miljøuvennlig. Fabrikkene er derfor blitt nedlagt én efter én.
Den foreliggende fremgangsmåte eliminerer alle de ulemper og vanskeligheter som har vært forbundet med hittil kjente prosesser som antydet innledningsvis, og det tas ved oppfinnelsen sikte på å tilveiebringe en teknisk og miljø-messig attraktiv fremgangsmåte for opparbeidelse av komplekse, blyholdige, sulfidiske sliger for selektiv utvinning av metallinnholdet i disse.
Den foreliggende fremgangsmåte er for. å løse denne opp-gave særpreget ved den kombinasjon av fremgangsmå.tetr.inn som fremgår av patentkravene.
Det komplekse konsentrat blir således behandlet i en f lertrinnsprosess som omfatter røsting, sulfater ing,, vann-eller svovelsyreutluting (utlutingstrinn 1) samt kloridut-luting . (utlutingstrinn 2), Det har derved overraskende vist seg at konsentratets blyinnhold blir kvantitativt tilbake i materialet'ihelt til utlutingstrinnet 2 og at det har vist seg ikke å forstyrre de øvrige tidligere prosessforløp. Utbyttene av øvrige metaller som er blitt utvunnet i tidligere trinn, blir således ikke på noen måte negativt påvirket ved nær-været av bly og/eller edelmetallinnholdet, og det har således vist seg at disse metaller som er blitt utvunnet i de tidligere prosesstrinn, kan utvinnes med meget høye utbytter. Dette innebærer at utlutingsresten efter utlutingstrinnet 1 kan betraktes og håndteres som et hhv. høy-kvalitativt blyråmateriale eller edelmetallråmateriale. Dessuten har det vist seg at elimineringen av forurensninger som arsen, antimon, vismut, kvikksølv og svovel kan finne sted under røste- og sulfateringstrinnene uten påvirkning av det øvrige metallinnhold i konsentratet. Ved høye inngående bly- og/eller edelmetallinnhold i konsentratet kan det være å foretrekke istedenfor utlutingstrinnet 2 å separere og utvinne bly og/eller edelmetaller fra utlutingsresten fra utlutingstrinnet 1 ad pyrometallurgisk vei ved nedsmelting og reduksjon.
Den foreliggende fremgangsmåte vil nu bli nærmere beskrevet under henvisning til tegningen som viser et flyt-skjema for en foretrukken utførelsesform av fremgangsmåten.
Det komplekse konsentrat som ofte er ekstremt finkornet efter anrikningsproséssen, kan med fordel agglomereres i en anordning 1 for mikropelletisering eller valsing, f.eks. før det tilføres til røstetrinnet 2, som beskrevet i patent-søkernes tidligere US patentskrift 3856506, hvorved med-rivning av støv unngås i størst mulig grad. Røstingen ut-føres slik at den er magnetittgivende, og med fordel under anvendelse av hvirvelskiktteknikk. Blant egnede røste-prosesser som kan utnyttes også for de her aktuelle konsentrater, kan nevnes dem som er beskrevet i patentsøkernes tidligere US patentskrift 3386815 og tidligere vest-tysk utlegningsskrift 2000085.2.
Fordi røstingen utføres slik at den blir magnetittgivende, dvs. med luftunderskudd slik at konsentratets jerninnhold i vesentlig grad blir. overført til magnetitt (Fe-jO^) , oppnås den fordel at forurensninger som arsen, antimon, vismut og kvikksølv kan avrykes i vesentlig grad samtidig som dannelse av tungt utlutbare og tungt spaltbare ferritter med kobber og sink unngås. Svovelinnholdet blir oxydert og avrøket, men som svoveldioxyd, mens avryking av bly unngås og likeledes sintring av chargen selv ved anvendelse av forholdsvis høye røstetemperaturer innen området 650-1000°C.
Røstingen blir derved utført slik at restinnholdet av sulfidsvovel i røstegodset blir høyst ca. 15%, men fortrinnsvis velges et restinnhold av ca. 5%.
Røstegassen blir renset for sitt innhold av først og fremst arsen og kvikksølv i et gassrensesystem 3 ved hjelp av kjent teknikk. Egnede gassrenseprosesser er beskrevet, f.eks. i patentsøkernes tidligere US patentskrifter 3899308 og 4138231.
Røstegodset blir derefter overført til et sulfaterings-trinn 4 i hvilket sulfateringen finner sted i oxyderende miljø og under tilførsel av et svovelprodukt, f.eks. SO2/SO3/ svovelsyre eller et sulfid, i en slik mengde at sligens innhold av kobber, sink, bly og eventuelt sølv blir overført til sulfater eller oxysulfater. Temperaturen under sulfateringen og oxydasjonen av sulfidsvovelet innstilles slik mellom 600 og 1000°C at jernet blir overført til tungt utlutbar hematitt ( Fe20^) 1 mens kobber, sink og eventuelt sølv blir overført til lett utlutbare sulfater eller oxysulfater. Også blyinnholdet blir overført til sulfat, men dette er ytterst tungt utlutbart til forskjell fra øvrige dannede sulfater. Eventuelt gjenværende kvikksølv fra røstetrinnet 2 blir av-røket tilnærmet kvantitativt under sulfateringen.
Egnede betingelser for sulfateringen er beskrevet f.eks. i patentsøkernes tidligere kanadiske patentskrift 892 475 og tidligere US patentskrift 4069041. Som sulfateringsmiddel kan utlutingsvæske fra utlutingstrinnet 1 benyttes efter at utlutingsvæskens metallinnhold er blitt uvunnet i ønsket grad, men det foretrekkes å benytte gassformige sulfateringsmidler, f.eks. svoveltrioxyd, svoveldioxyd-luftblanding eller bland-inger av disse. En slik blanding av sulfateringsgass kan oppnås ved å tilføre svovelsyre som fordampes og blandes med varm luft i forbindelse med at den innføres i sulfaterings-reaktoren.
Det sulfaterte gods blir derefter overført til et
første utlutingstrinn 5 i hvilket godset utlutes med vann eller svake vandige svovelsyreoppløsninger. Utlutingen kan finne sted i flere deltrinn med suksessivt økende svovelsyreinnhold i utlutingsoppløsning, og denne suksessive økning av syrekonsentrasjonen kan også fås ved å benytte en kontinuerlig motstrømsutluting.
Ved utlutingen utlutes kobber, sink og metaller fra andre lett utlutbare sulfater eller oxysulfater. Bly og i det minste i det vesentlige hele jerninnholdet blir tilbake i utlutingsresten. Avhengig av sligtype og røste- og sul-fateringsbetingelsene kan hoveddelen av sølvet bli utlutet her eller ved utlutingen II i det annet utlutingstrinn 10.Utlutingsresten skilles fra den komplekse sulfatoppløsning
i et filtersystem 6.
Den erholdte komplekse sulfatoppløsnings innhold av utlutede metaller blir utvunnet fra sulfatoppløsningen i et separeringstrinn 7 ved anvendelse av en egnet metode, f.eks. utfelling, sementering og/eller væske/væskeekstråksjon. Som utfellingsmiddel kan svovelholdige midler anvendes, for eksempel sulfider som hydrogensulfid, natriumsulfid eller, for utfelling av kobber, sinksulfid eller sulfidisk sinkslig. Med sementering menes utfelling av et metall på et mer elektronegativt metall, f.eks. sementering av kobber med sinkpulver. Derved kan kobber, sink og sølv separeres fra hverandre. De enkelte metaller kan derefter på kjent måte utvinnes ved elektrolyse av en kobbersulfatoppløsning eller sinksulfatoppløsning i et trinn 8 eller ved opparbeidelse av kobber- eller sølvsementat i et smelteverk.
Som antydet ovenfor blir sulfatoppløsningen som er blitt renset for metaller, resirkulert i prosessen gjennom en ledning 9 for på ny <&\ bli benyttet som utlutingsoppløsning og eventuelt også som sulfateringsmiddel. Overskudd av sulfatoppløsning kan med fordel resirkuleres til røstetrinnet og der således nedbrytes, under spaltning av sulfatinnholdet med dannelse av svoveldioxyd som følger med de vanlige røste-gasser for rensing og påfølgende svovelsyreproduksjon.
Hvilke metoder som skal anvendes for å utvinne metall innholdet fra utlutingsoppløsningen beror på hvilke metaller og hvilke mengder av disse som foreligger i væsken. Dersom konsentratet eksempelvis er kobberbasert, blir med fordel først sølv utsementert med kobberpulver, hvorefter sinken blir separert fra kobberet ved krystallisasjon, WX, dvs. flytende ionebytter eller ved en eller annen utfelling. Den gjenværende rene kobbersulfatoppløsning blir til slutt elektrolysert med blyanoder, hvorved metallisk kobber og svovelsyre dannes. En del av denne svovelsyre kan anvendes for utlutings- og sulfateringstrinnene som antydet ovenfor,
og resten spaltes på samme måte som andre sulfater i opp-løsningen ved tilbakeføring til røstetrinnet.
Dersom konsentratet er sinkbasert, blir med fordel sølvet først utsementert med sinkpulver, hvorved kobberet blir fraseparert, WX, eller utsementert med sinkpulver. Den gjenværende rene sinksulfatoppløsning blir elektrolysert med blyanoder, hvorved metallisk sink og svovelsyre dannes. Svovelsyren blir utnyttet som beskrevet ovenfor ved behandling av kobberbaserte konsentrater.
I utlutingskretsen fra det første utlutingstrinn 5 finnes konsentratets innhold av jern, bly og gull samt sølv dersom dette ikke er blitt fjernet i det første utlutingstrinn 5.
Utlutingsresten blir derefter utlutet i et annet utlutingstrinn 10 med en oppløsning av kalsiumklorid under nøyaktig regulerte betingelser hva gjelder konsentrasjon, temperatur og pH, som beskrevet for opparbeidelse av jern-holdige avfallsmaterialer av typen jarositt eller andre restmaterialer fra hydrometallurgiske sinkprosesser ifølge norsk patentskrift 781470. Bly og eventuelt gjenværende sølv blir da utlutet med et utbytte på minst 95%, mens jern og gull forblir uoppløst. Blyklorid kan utvinnes fra den erholdte kloridoppløsning ved hjelp av kjente metoder, f.eks. avkjøling og krystallisasjon. Blyhydroxyd eller blycarbonat kan utfelles ved tilsetning av kalk eller alkali enten til den opprinnelige kloridoppløsning eller til opp-løst utkrystallisert blyklorid. Blyhydroxyd og blycarbonat kan overføres til metallisk bly ved kalsinering og påfølgende reduksjon. Metallisk bly kan fremstilles fra fraseparert blyklorid ved elektrolyse i vandig oppløsning eller salt-smelte, ved reduksjon med hydrogengass, f.eks. ved fremgangsmåten beskrevet i patentsøkernes tidligere internasjonale patentsøknad PCT/SE79/00199 publisert under WO 80/00852, eller blykloridet blir overført til blysulfat som kan opparbeides til metallisk bly i elektroovner eller i en såkalt Kaldo-ovn i eksisterende smelteverk.
Istedenfor kalsiumklorid kan natriumklorid eller et annet alkaliklorid eller klorid av et annet jordalkalimeta11 enn kalsium anvendes i det annet utlutingstrinn.
Dersom gull forekommer i sligen og skal utvinnes, må klorgass blåses inn under utlutingen med kalsiumklorid. Et gullutbytte på ca. 97% kan oppnås.
Den foreliggende fremgangsmåte gjør det således mulig
å behandle endog meget komplekse og forurensede blyholdige konsentrater med høyt blyutbytte. Samtidig kan biprodukter eller forurensninger, som kobber, sink, gull, sølv, kvikk-sølv, arsen, antimon eller vismut, utvinnes med høyt utbytte. Bly blir primært utvunnet som blyklorid ved en utlutings-operasjon. Ved denne utluting er utlutingsgodsmengden blitt kraftig redusert fordi sligens innhold av svovel, kobber og sink foruten arsen, antimon, vismut og kvikksølv allerede er blitt utvunnet fra sligen. Utlutingsmidlet behøver ikke å være oxyderende, bortsett fra hvis gull er tilstede i godset som skal utlutes, og dette letter regenereringen og gjenanvendelsen av utlutingsmidlet.
Jernoxyder som skriver seg fra kloridutlutingen, blir
deponert eller anvendt for fremstilling av råjern.
Som antydet ovenfor kan. utlutingen med kloridoppløs-ning i det annet utlutingstrinn for.utvinning av bly og/eller edelmetaller i visse tilfeller med fordel erstattes av en pyrometallurgisk opparbeidelse av utlutingsrester fra det første utlutingstrinn. Dette kan fremfor alt være aktuelt dersom utlutingsresten inneholder sammenligningsvis høye innhold av bly og/eller edelmetall. I avhengighet av utlutingsrestens blyinnhold kan det velges å behandle utlutings resten som et blyråmateriale eller som et edelmetallråmateriale. Dersom utlutingsresten vurderes som et blyråmateriale, blir den sammen med andre blyråmaterialer behandlet ved kjente metoder i et blyverk ved nedsmelting f.eks. i en Kaldo-konverter eller elektrisk smelteovn, hvorved et edelmetallholdig råbly fås. Dersom edelmetallinnholdet er av primær interesse, blir utlutingsresten i form av et smeltemateriale overført til et kobbersmelteverk. Ved de ovenfor beskrevne prosesstrinn ifølge oppfinnelsen er det opprinnelige malmkonsentrat som var uanvendbart for blyverk, således blitt overført til et blyråmateriale som tilfredsstiller de tekniske, økonomiske og miljømessige krav som et blysmelteverk av den ovennevnte type i dag må stille.
Dersom utlutingsrestens innhold av bly og edelmetaller er sammenligningsvis lave og ugunstige i forhold til dens jerninnhold, er det mulig ved hjelp av en mineralanriknings-prosess å separere utlutingsrestens jerninnhold som i det vesentlige foreligger i form av jernoxyder (magnetitt og hematitt),fra bly- og edelmetallinnholdet før det sistnevnte opparbeides i et blyverk.
Eksempel
En kompleks sulfidslig med hovedanalyseverdier som er gjengitt i den nedenstående tabell III, ble i agglomerert form røstet i en hvirvelskiktovn ved 800°C under tilførsel av 1,43 m 3 luft pr. kg slig, svarende til et støkiometrisk luftunderskudd på 86%. Røstegodsets hovedsakelige analyseverdier er blitt gjengitt i tabell III.
Røstegodset ble overført til en sulfateringsreaktor av hvirvelskikttypen, Oppholdstiden i reaktoren var 4 timer.
I løpet av denne tid ble konsentrert svovelsyre tilført via en oppvarmet ledning til reaktorens vindkasse hvor den ble fordampet og blandet med luft med en temperatur av 80 0°C, hvorefter gassblandingen ble anvendt som fluidiseringsgass i reaktoren. Skikttemperaturen ble holdt ved 670°C. Luft ble tilsatt i en mengde av 13 m 3/h og svovelsyre i en mengde av"2,64 kg/h. Gasshastigheten var 0,27 m/s (NTP). Analyseverdiene for det sulfaterte materiale fremgår av tabell III. Det sulfaterte materiale ble derefter utlutet i fire trinn. I de tre første trinn ble fortynnet svovelsyre anvendt som utlutingsvæske/og utlutingen ble utført i overensstemmelse med skjemaet i den nedenstående tabell I.
I hvert utlutingstrinn ble 5 1 utlutingsoppløsning og ca. 2 1 vaskevæske anvendt pr. kg inngående utlutingsgods.
Utlutet gods fra det tredje trinn ble utlutet i ytter-ligere ett trinn med en sur vandig oppløsning inneholdende 2,5 mol CaCl2pr. liter og med tilsetning av klorgass.
Utlutingsutbyttene beregnet som det akkumulerte utbytte efter de forskjellige utlutingstrinn, fremgår av den nedenstående tabell II.
Utlutingsresten efter utlutingstrinnet 4 og som hoved-sakelig utgjøres av jernoxyd, hadde de analyseverdier som fremgår av den nedenstående tabell III.
Tabell III
Sammenstilling av analyseverdiene for inn- og utgående materiale
Innhold i % eller g/t
En lang rekke forsøk av den type som er blitt beskrevet
i eksemplet, men med varierende luftunderskudd og med bl.a. forskjellige oppholdstider og temperaturer ved røstingen, viste at avdrivningen av arsen og antimon under røstingen, som i det beskrevne eksempel var forholdsvis lav, kan forbedres betydelig ved lengre oppholdstider og større luftunderskudd. I slike tilfeller må det imidlertid regnes med en viss avryking også av blysulfid, men denne er også avhengig av gassmengden. Avrøket blysulfid kan imidlertid resirkuleres som sulfat eller oxysulfat for røsting eller det kan over-føres for utluting II. Prosessen kan således modifiseres med hensyn til sammensetningen for de materialer som skal opparbeides og de muligheter for opparbeidelse av blystøv som kan foreligge. Dersom en sterk avdriving av arsen og antimon er ønsket ved røstingen, bør røstingen således utføres med et luftunderskudd som høyst svarer til 85% av det støkiometriske behov. Dersom en sterk avdrivning av bly er ønsket, velges en temperatur over 800°C og et luftunderskudd under 90%.
Den foreliggende fremgangsmåte byr således på mulig-heten for meget høye samlede utbytter av utvinnbare metaller
og høy elimineringsgrad for forurensningene.
Arsen og antimon kan avdrives i røstetrinnet til mellom 70 og 95%. Av tilstedeværende kvikksølv forflyktiges ca. 90% under røstetrinnet, mens resten kan avdrives i sulfateringstrinnet. De maksimale utbytter ved en rekke utførte forsøk var for kobber ca. 98,6%, for sink 97,4%, for bly 97,4%, for sølv 97,1% og for gull 98,3%.
Claims (10)
1. Fremgangsmåte ved selektiv utvinning av metallinnholdet i flermetalliske, sulfidiske malmkonsentrater som inneholder bly og/eller gull og andre edelmetaller og i det minste ett av grunnstoffene kobber, nikkel, kobolt,
sink, uran, molybden, jern og sølv, karakterisert ved at konsentratet behandles ved anvendelse av den følgende kombinasjon av prosesstrinn:
a) røsting under magnetittgivende betingelser
b) sulfatering i oxyderende miljø under tilførsel av sulfateringsmiddel i en slik mengde og ved en slik temperatur at konsentratets innhold av ikke-jernmetaller blir overført til sulfater og/eller oxysulfater
c) utluting i vann eller en svak vandig oppløsning av svovelsyre for utvinning av eventuelt innhold av kobber, nikkel, kobolt, sink, uran og molybden og i det minste en del av sølvinnholdet
d) utluting av utlutingsresten fra trinn c) i en oppløsning av klorid av alkali- eller jordalkalimetall for utvinning av blyinnholdet og eventuelt gjenværende sølvinnhold.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, hvor eventuelt innhold av gull og metaller fra platinagruppen i konsentratet utvinnes,
karakterisert ved at utlutingen i trinn d) utføres under tilførsel av klorgass.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1 eller 2, karakterisert ved at utlutingsoppløsningen fra trinn d) avkjøles for utkrystallisering av blyklorid.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 1-3, karakterisert ved at utlutingsoppløsningen fra trinn d) forsynes med kalk eller alkali for utfelling av blyhydroxyd eller blycarbonat,
5. Fremgangsmåte ifølge krav 1,
karakterisert ved at kalsiumklorid anvendes som klorid.
6. Fremgangsmåte ved selektiv utvinning av metallinnholdet i flermetalliske, sulfidiske malmkonsentrater som inneholder bly og/eller gull og andre edelmetaller og i det minste ett av grunnstoffene kobber, nikkel, kobolt, sink, uran, molybden, jern og sølv,
karakterisert ved at konsentratet behandles ved anvendelse av den følgende kombinasjon av prosesstrinn:
a) røsting under magnetittgivende betingelser
b) sulfatering i oxyderende miljø under tilførsel av sulfateringsmiddel i en slik mengde og ved en slik temperatur at konsentratets innhold av ikke-jernmetaller blir over-ført til sulfater og/eller oxysulfater
c) utluting i vann eller i en svak vandig oppløsning av svovelsyre for utvinning av eventuelt innhold av kobber, nikkel, kobolt, sink, uran og molybden og i det minste en del av sølvinnholdet
d) smelting av utlutingsresten fra trinn a) under forslagging av jerninnholdet for utvinning av blyinnholdet og/eller edeImeta11innholdet.
7. Fremgangsmåte ifølge krav 6, hvor en utlutingsrest med et vesentlig blyinnhold behandles i trinn d), karakterisert ved at smeltingen utføres under utvinning av et edelmetallholdig råbly.
8. Fremgangsmåte ifølge krav 1-7, karakterisert ved at utlutingsvæske fra trinn c) efter utvinning av metallinnhold delvis tilbake-føres som utlutingsvæske og eventuelt også som sulfateringsmiddel,
9. Fremgangsmåte ifølge krav 8,
karakterisert ved at gjenværende utlutingsvæske fra trinn c) tilbakeføres til røstingen i trinn a) for nedbrytning og omvandling av dets sulfatinnhold til svoveldioxyd.
10. Fremgangsmåte ifølge krav 1-9, karakterisert ved at utlutingen i trinn c) utføres som en motstandsutluting, kontinuerlig eller i flere deltrinn med suksessivt øket svovelsyreinnhold.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8207053A SE451463B (sv) | 1982-12-09 | 1982-12-09 | Forfarande for upparbetning av komplexa sulfidiska malmkoncentrat |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO834518L true NO834518L (no) | 1984-06-12 |
Family
ID=20348948
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO834518A NO834518L (no) | 1982-12-09 | 1983-12-08 | Fremgangsmaate ved opparbeidelse av komplekse, sulfidiske malmkonsentrater |
Country Status (11)
Country | Link |
---|---|
EP (1) | EP0113649A1 (no) |
JP (1) | JPS59110739A (no) |
AU (1) | AU558324B2 (no) |
CA (1) | CA1224926A (no) |
ES (1) | ES527785A0 (no) |
FI (1) | FI71337C (no) |
GR (1) | GR78790B (no) |
NO (1) | NO834518L (no) |
PT (1) | PT77775B (no) |
SE (1) | SE451463B (no) |
ZA (1) | ZA838099B (no) |
Families Citing this family (20)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS61127832A (ja) * | 1984-11-27 | 1986-06-16 | 日本鉱業株式会社 | 鉱石に含まれる銀その他の有価金属の浸出法 |
GB8630316D0 (en) * | 1986-12-18 | 1987-01-28 | British Petroleum Co Plc | Separation process |
FI83335C (fi) * | 1988-03-31 | 1993-06-29 | Pekka Juhani Saikkonen | Foerfarande foer aotervinning av icke-jaernmetaller, speciellt nickel, kobolt, koppar, zink, mangan och magnesium genom smaelt- och smaeltfilmsulfatisering ur raomaterial som innehaoller dessa metaller |
FI88516C (fi) * | 1990-02-16 | 1993-05-25 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen |
GR900100671A (el) * | 1990-09-07 | 1992-09-11 | Loukas Mousoulos | Νεα μεθοδος εξαγωγης χρυσου και αργυρου απο δυσκατεργαστα χρυσοφορα θειουχα συμπυκνωματα με θειωτικη φρυξη. |
US5188713A (en) * | 1991-03-05 | 1993-02-23 | Envirochip Technologies Ltd. | Process for recovery of metal |
SE9101893L (sv) * | 1991-06-19 | 1992-12-07 | Boliden Mineral Ab | Foerfarande foer behandling av komplexa metallsulfidmaterial |
FR2691979B1 (fr) * | 1992-06-05 | 1994-08-19 | Emc Services | Procédé de détoxication de résidus de combustion par extraction des composés toxiques mobiles et fixation - concentration de ces mêmes composés issus des solutions de traitement. |
WO1994017216A1 (en) * | 1993-01-27 | 1994-08-04 | R & O Mining Processing Ltd. | Hydrometallurgical recovery of metals from complex ores |
GB9306201D0 (en) * | 1993-03-25 | 1993-05-19 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of zinc,iron,lead and silver values from sinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process |
FR2705102B1 (fr) * | 1993-05-12 | 1995-08-11 | Rhone Poulenc Chimie | Procede de traitement de compositions contenant des metaux precieux et autres elements de valeur en vue de leur recuperation. |
JPH10504060A (ja) * | 1994-08-15 | 1998-04-14 | アール・アンド・オー・マイニング・プロセシング・リミテッド | 硫化亜鉛含有鉱石及び精鉱から硫酸塩への硫化亜鉛の湿式製錬転化 |
AUPQ078399A0 (en) * | 1999-06-04 | 1999-06-24 | Tox Free Systems Limited | Recovery of gold from gold sulphides |
US8597601B2 (en) * | 2011-06-03 | 2013-12-03 | Vale S.A. | Selective base metals leaching from laterite ores |
CN103088210B (zh) * | 2013-01-18 | 2015-10-21 | 中南大学 | 一种从镍钼矿中选择性浸出镍和钼的方法 |
CN103966432A (zh) * | 2014-05-09 | 2014-08-06 | 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 | 一种非晶质硫化镍钼矿氧化转化浸出镍钼的方法 |
DE102015102213A1 (de) * | 2015-02-16 | 2016-08-18 | Engineering Dobersek GmbH | Verarbeitungsverfahren und Verarbeitungsvorrichtung für Arsenopyrit-Konzentrate |
AU2018445145A1 (en) * | 2018-10-12 | 2021-04-08 | Jgc Corporation | Method and device for processing nickel oxide ore |
RU2695689C1 (ru) * | 2019-04-03 | 2019-07-25 | Лидия Алексеевна Воропанова | Извлечение Fe, Mn, Ni, Co, Cu, Al сульфатизацией и гидрохлорированием из кека, полученного после содового спекания и выщелачивания вольфрамового концентрата |
CN111057865A (zh) * | 2020-01-06 | 2020-04-24 | 烟台市金奥环保科技有限公司 | 一种回收高砷金精矿中金银的方法 |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE2428793A1 (de) * | 1974-06-14 | 1976-01-08 | Duisburger Kupferhuette | Kombiniertes verfahren zur aufarbeitung reiner und komplexer kupferkonzentrate |
SE396968B (sv) * | 1975-07-01 | 1977-10-10 | Boliden Ab | Forfarande for utvinning av icke-jernmetaller ur sulfidiska material genom rostning och lakning |
ES476055A1 (es) * | 1978-12-15 | 1979-11-01 | Redondo Abad Angel Luis | Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro |
SE422595B (sv) * | 1979-09-11 | 1982-03-15 | Svenska Alunskifferutveckling | Forfarande for lakning av jern- och kiselhaltiga leror, lerskiffrar, kolskiffrar och alunskiffrar |
-
1982
- 1982-12-09 SE SE8207053A patent/SE451463B/sv not_active IP Right Cessation
-
1983
- 1983-10-31 ZA ZA838099A patent/ZA838099B/xx unknown
- 1983-11-07 AU AU21019/83A patent/AU558324B2/en not_active Ceased
- 1983-11-15 JP JP58215875A patent/JPS59110739A/ja active Pending
- 1983-11-28 CA CA000442103A patent/CA1224926A/en not_active Expired
- 1983-12-05 EP EP19830850325 patent/EP0113649A1/en not_active Withdrawn
- 1983-12-05 ES ES527785A patent/ES527785A0/es active Granted
- 1983-12-05 FI FI834454A patent/FI71337C/fi not_active IP Right Cessation
- 1983-12-06 GR GR73166A patent/GR78790B/el unknown
- 1983-12-06 PT PT7777583A patent/PT77775B/pt unknown
- 1983-12-08 NO NO834518A patent/NO834518L/no unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CA1224926A (en) | 1987-08-04 |
FI834454A (fi) | 1984-06-10 |
FI71337C (fi) | 1986-12-19 |
FI834454A0 (fi) | 1983-12-05 |
GR78790B (no) | 1984-10-02 |
AU558324B2 (en) | 1987-01-29 |
PT77775B (en) | 1986-04-17 |
AU2101983A (en) | 1984-06-14 |
SE8207053L (sv) | 1984-06-10 |
EP0113649A1 (en) | 1984-07-18 |
FI71337B (fi) | 1986-09-09 |
JPS59110739A (ja) | 1984-06-26 |
SE8207053D0 (sv) | 1982-12-09 |
ZA838099B (en) | 1984-06-27 |
PT77775A (en) | 1984-01-01 |
ES8504948A1 (es) | 1985-04-16 |
ES527785A0 (es) | 1985-04-16 |
SE451463B (sv) | 1987-10-12 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
NO834518L (no) | Fremgangsmaate ved opparbeidelse av komplekse, sulfidiske malmkonsentrater | |
US8323377B2 (en) | Recovery of metals from oxidised metalliferous materials | |
CN106282584B (zh) | 一种复杂高砷铜冶炼烟尘有价金属回收的方法 | |
Antuñano et al. | Hydrometallurgical processes for Waelz oxide valorisation–An overview | |
CN106148705A (zh) | 从酸性含砷溶液中去除砷的方法 | |
US4063933A (en) | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates | |
CN105543479B (zh) | 一种铋冰铜的综合回收方法 | |
CA1082467A (en) | Method of recovering non-ferrous metals from sulphidic materials | |
Harvey | The hydrometallurgical extraction of zinc by ammonium carbonate: a review of the Schnabel process | |
US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
EP3555327A1 (en) | Processing of industrial metal-containing waste materials | |
CA1183689A (en) | Method for separating and recovering nickel and copper from complex materials | |
WO2020107122A1 (en) | Process for the recovery of value metals from zinc-bearing ores, concentrates, intermediates and wastes | |
RU2670117C2 (ru) | Способ селективного извлечения свинца и серебра и карбонатный концентрат свинца и серебра, полученный вышеуказанным способом | |
CA1160055A (en) | Method for the recovery of valuable metals from finely-divided pyrite | |
US4127639A (en) | Process for recovering silver from residues containing silver and lead | |
US20200362435A1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
US5961691A (en) | Recovery of lead and others metals from smelter flue dusts | |
US6274104B1 (en) | Non-ferrous metal recovery method utilizing a melt sulphation reaction | |
US4544460A (en) | Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper | |
EP2836618B1 (en) | Process for recovering non-ferrous metals from a solid matrix | |
PL81429B1 (no) | ||
Fugleberg | Improving the competitiveness of electrolytic Zinc process by chemical reaction engineering approach | |
CA1071569A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
US4902343A (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of sulphidized compounds containing lead |