NO871607L

NO871607L - PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM MINERALS.

Info

Publication number: NO871607L
Application number: NO871607A
Authority: NO
Inventors: Didier Anglerot
Original assignee: Elf Aquitaine
Priority date: 1986-04-17
Filing date: 1987-04-15
Publication date: 1987-10-19
Also published as: GB8709046D0; FR2597466B1; NO871607D0; AU7172587A; IT1203906B; DE3713098A1; MA20943A1; FI871714A0; FR2597466A1; IT8720141A0; SE8701604L; PT84710A; PT84710B; GB2189234A; FI871714A; ES2003254A6; SE8701604D0

Description

Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for utvinning av elementært svovel fra jernsulfidholdige mineraler, særlig pyritt og pyrrhotitt og omfatter en samling av kjemiske operasjoner for å frigi svovel fra disse sulfider. Slike mineraler kan generelt omfatte andre mineraler særlig i forbindelse fra Cu, Zn, Pb, Au, Ag, As etc, og fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen kan anvendes for utvinning av disse nyttige elementer samtidig med svovelet. The present invention relates to a method for extracting elemental sulfur from iron sulphide-containing minerals, particularly pyrite and pyrrhotite, and comprises a collection of chemical operations to release sulfur from these sulphides. Such minerals can generally include other minerals, particularly in connection with Cu, Zn, Pb, Au, Ag, As, etc., and the method according to the invention can be used for the extraction of these useful elements at the same time as the sulphur.

Utvinning av svovel i elementær tilstand fra svovelholdige mineraler, og særlig fra pyritter, er kjent og har vært gjen-stand for et antall arbeider i de tre siste tiår. I denne forbindelse vises til den tidligere teknikk omhandlet i US patentskrift 2.898.197 som beskriver oksyderende utluting av meneraler inneholdende pyrrhotittsulfider og etterfølgende utvinning av frigitt svovel så vel som ikke-jernmetaller. Den kjente teknikk lider imidlertid av mangler med hensyn til økonomi og praktisk utførelse ettersom den oksyderende utluting fører til dannelse av en findelt faststoff-fase inneholdende svovel i suspensjon i en flytende fase, inneholdende ikke-jernmetallene i oppløsning er det vanskelig å separere disse metaller i findelt tilstand pga. vanskelighetene med å filtrere disse. Extraction of sulfur in an elemental state from sulfur-containing minerals, and especially from pyrites, is known and has been the subject of a number of works in the last three decades. In this connection, reference is made to the prior art discussed in US patent 2,898,197 which describes oxidizing leaching of minerals containing pyrrhotite sulfides and subsequent recovery of released sulfur as well as non-ferrous metals. The known technique, however, suffers from shortcomings in terms of economy and practical execution, as the oxidizing leaching leads to the formation of a finely divided solid phase containing sulfur in suspension in a liquid phase, containing the non-ferrous metals in solution, it is difficult to separate these metals in fragmented state due to the difficulties in filtering these.

Den foreliggende oppfinnelse medfører en markert forbedring ved gjennomføring utvinningen av svovel og andre nyttige elementer ved oksyderende utluting og tillater gjennomføring av denne utvinning på en mye lettere måte enn tidligere og med bedre utbytter. The present invention leads to a marked improvement in carrying out the extraction of sulfur and other useful elements by oxidizing leaching and allows this extraction to be carried out in a much easier way than previously and with better yields.

Fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen er særlig egnet for utvinning av svovel fra arsenholdige mineraler og gjør det blant annet mer lønnsomt å gjenvinne metallene kobber og sink. Videre er det svovel som oppnås ved fremgangsmåten av utmerket kvalitet. The method according to the invention is particularly suitable for extracting sulfur from arsenic-containing minerals and makes it, among other things, more profitable to recover the metals copper and zinc. Furthermore, the sulfur obtained by the process is of excellent quality.

Fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen kan anvendes for forskjellige mineraler inneholdende i første rekke sulfider av jern av typen pyritt FeS2og/eller pyrrhotitt FeS, som kan inneholde forskjellige andre minderaler som angitt i det foregående. Generelt inneholder mineralet 30 - 47% Fe, 30 - 53% S og kan inneholde variable mengder av andre elementer. The method according to the invention can be used for various minerals containing primarily sulfides of iron of the type pyrite FeS2 and/or pyrrhotite FeS, which may contain various other minerals as indicated above. In general, the mineral contains 30 - 47% Fe, 30 - 53% S and may contain variable amounts of other elements.

Når mineralet inneholder pyritt FeS2omfatter fremgangsmåten først en kalsinering av det malte mineral i en generelt ikke-oksyderende atmosfære og utvinning av svovelet forflyktiget ved denne oppvarming. Denne operasjon beror på spaltning av tilstedeværende pyritt, etter reaksjonen: FeS2>FeS + 1/2S,,. Den er ikke nyttig når mineralet er fullstendig pyrrhotittaktig praktisk talt uten innhold av FeS2. When the mineral contains pyrite FeS2, the method first comprises a calcination of the ground mineral in a generally non-oxidizing atmosphere and recovery of the sulfur volatilized by this heating. This operation is based on the splitting of pyrite present, following the reaction: FeS2>FeS + 1/2S,,. It is not useful when the mineral is completely pyrrhotite-like with practically no FeS2 content.

For mineraler inneholdende karbonater eller oksyder som kanfeduseres av svoveldampene gir kalsineringen dannelse av en viss mengde SC>2som anvendes for fremstilling av svovelsyre som anvendes i et eller flere etterfølgende trinn i fremgangsmåten. Når mineralet ikke inneholder forbindelser som kan reduseres av svoveldampene og da ikke tillater teoretisk dannelse av SO., ved deres kalsinering, kan man likevel frem-stille denønskede mengde S02ved å gjennomføre denne kalsinering i nærvær av en styrt mengde oksygen. Reaksjonen For minerals containing carbonates or oxides that can be reduced by the sulfur vapors, the calcination results in the formation of a certain amount of SC>2 which is used for the production of sulfuric acid which is used in one or more subsequent steps in the process. When the mineral does not contain compounds that can be reduced by the sulfur vapors and then does not allow the theoretical formation of SO., during their calcination, the desired amount of SO2 can still be produced by carrying out this calcination in the presence of a controlled amount of oxygen. The reaction

ff

FeS2+ 02► FeS + SC>2er eksotermisk og dette tillaterFeS2+ 02► FeS + SC>2 is exothermic and this allows

blant annet en vesentlig forbedring av varmebalansen ved kalsineringen av mineralet. among other things, a significant improvement in the heat balance during the calcination of the mineral.

Pulveret fra kalsineringen, som nå bare inneholder pyrrhotitt (FeS) som jernsulfid og eventuelt oksyder, bringes i suspensjon i surt vann og oppvarmes i autoklav under trykk av oksygen eller luft inntil det ikke lenger foregår dannelse av elementært svovel. Den vesentlige aksjon ved denne utluting kan skrives skjematisk: FeS + 1/2H20 + 3/402—*S + FeOOH (goetitt) . The powder from the calcination, which now only contains pyrrhotite (FeS) as iron sulphide and possibly oxides, is suspended in acidic water and heated in an autoclave under pressure of oxygen or air until elemental sulfur is no longer formed. The essential action of this leaching can be written schematically: FeS + 1/2H20 + 3/402—*S + FeOOH (goethite) .

Ikke-jernmetallene, særlig Cu og Zn, går over i vandig oppløs-ning mens edelmetallene Au, Ag forblir i faststoff-fasen. The non-ferrous metals, especially Cu and Zn, go into aqueous solution, while the noble metals Au, Ag remain in the solid phase.

Når kalsineringen av mineralet fører til dannelse av en viss mengde SO^, som omdannes til svovelsyre, kan vannet nødven-dig for utluting av det kalsinerte mineral fordelaktig bestå av en oppløsning med ønsket konsentrasjon av minst en del av den oppnådde svovelsyre. When the calcination of the mineral leads to the formation of a certain amount of SO^, which is converted into sulfuric acid, the water necessary for leaching the calcined mineral can advantageously consist of a solution with the desired concentration of at least part of the sulfuric acid obtained.

Produktet fra utlutingen består av en pulp av et faststoff inneholdende svovel og - hvis disse er tilstede i mineralet - edelmetaller som Au, Ag og arsen. Den vandige fase i pulpen omfatter i oppløsning metallene som Cu og Zn. Denne pulp utsettes for et trykk stort sett likt atmosfæretrykket og underkastes en behandling for separering av svovel og de metaller som den inneholder. Ettersom trykkutjevningen av-kjøler pulpen vil denne befinne seg ved en temperatur lavere enn ved utlutningen, generelt under 100°C. The product from the leaching consists of a pulp of a solid substance containing sulfur and - if these are present in the mineral - precious metals such as Au, Ag and arsenic. The aqueous phase in the pulp includes in solution the metals such as Cu and Zn. This pulp is exposed to a pressure roughly equal to atmospheric pressure and is subjected to a treatment to separate sulfur and the metals it contains. As the pressure equalization cools the pulp, it will be at a temperature lower than during leaching, generally below 100°C.

Behandlingen i samsvar med oppfinnelsen erkarakterisert vedat man separerer faststoffene fra væsken som følger dem i pulpen hvoretter man ekstraherer svovelet fra dens faststoffer ved hjelp av et passende organisk løsningsmiddel. The treatment in accordance with the invention is characterized by separating the solids from the liquid that follows them in the pulp, after which the sulfur is extracted from its solids using a suitable organic solvent.

Separeringen av faststoffene kan gjennomføres ved hvilke som helst kjente midler og mer spesielt ved filtrering eller sentrifugering. Sistnevnte tillater reduksjon av fuktigheten i faststoffene til et minimum. The separation of the solids can be carried out by any known means and more particularly by filtration or centrifugation. The latter allows the reduction of the moisture in the solids to a minimum.

Den ved oppfinnelsen viktige operasjon, nemlig oppløsningen av svovelet som er satt i frihet ved utlutingen, gjennomføres ved hjelp av hvilket som helst organisk løsningsmiddel som er i stand til å oppløse svovelet i varmen. I motsetning til prosessen hvor den vandig pulp som den er, behandles med et løsningsmiddel som skal ha en densitet over 1 for å unngå vanskeligheter med den etterfølgende filtrering og som skyldes at goetitt i suspensjon er kommet i den vandige fase, kan den foreliggende fremgangsmåte like godt gjennomføres med løs-ningsmidler med hvilke som helst densiteter, under eller over 1. Man kan således anvende flytende hydrokarboner, halogen-erte karboner, tioalkaner, etc. Som ikke-begrensende eksempler kan nevnes forbindelser som benzen, toluen, etylbenzen, xylen, diklorbenzen, diklormetan, dikloretylen, trikloretylen, perkloretylen, karbonsulfid, dietylsulfid, dipropylsulfid etc. The operation important to the invention, namely the dissolution of the sulfur set free during the leaching, is carried out with the aid of any organic solvent capable of dissolving the sulfur in the heat. In contrast to the process where the aqueous pulp as it is is treated with a solvent which must have a density above 1 in order to avoid difficulties with the subsequent filtration and which is due to the presence of goethite in suspension in the aqueous phase, the present method can can be easily carried out with solvents of any density, below or above 1. One can thus use liquid hydrocarbons, halogenated carbons, thioalkanes, etc. As non-limiting examples, compounds such as benzene, toluene, ethylbenzene, xylene, dichlorobenzene, dichloromethane, dichloroethylene, trichlorethylene, perchlorethylene, carbon sulfide, diethyl sulfide, dipropyl sulfide, etc.

Fraksjonen av svovel fra faststoffene i den utlutede pulp The fraction of sulfur from the solids in the leached pulp

gjennomføre i varmen, foretrukket nær kokepunkttemperaturen for løsningsmidlet, ved dette kokepunkt, eller også ved en høyere temperatur under trykk. Man separerer den oppnådde løsning fa faststoffene i pulpen ved hjelp av kjente midler, særlig avsetningog/eller filtrering, eller eventuelt ved sentrifugering. Den etterfølgende avkjøling av oppløsningen tillater krystallisering av svovelet som utvinnes mens løs-ningsmidlet resirkuleres til en ny ekstraksjonsoperasjon. carry out in the heat, preferably close to the boiling point temperature of the solvent, at this boiling point, or also at a higher temperature under pressure. The resulting solution is separated from the solids in the pulp using known means, particularly sedimentation and/or filtration, or possibly by centrifugation. The subsequent cooling of the solution allows crystallization of the sulfur that is extracted while the solvent is recycled to a new extraction operation.

Når svovelet ekstrahert på denne måte fra mineralet inneholder arsen, omfatter fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen en arsenfjerning fra den organiske løsning før krystallisasjonen av svovelet. Et praktisk middel består i å føre oppløsningen over fast kalk eller over et adsorpsjonsrniddel som silika, leire, aluminiumoksyd eller andre, eller også å omrøre oppløs-ningen med en slik substans som kan fiksere As. Denne substans kan deretter regenereres ved eluering med en vandig alkalisk oppløsng. Et ytterligere middel for arsenfjerning omfatter behandling av den organiske oppløsning med en vandig alkalisk oppløsning eller suspensjon, e.eks. en kalkmelk eller en oppløsning av NaOH eller NH^OH. When the sulfur extracted in this way from the mineral contains arsenic, the method according to the invention comprises an arsenic removal from the organic solution before the crystallization of the sulphur. A practical means is to pass the solution over solid lime or over an adsorption medium such as silica, clay, aluminum oxide or others, or to stir the solution with such a substance which can fix As. This substance can then be regenerated by elution with an aqueous alkaline solution. A further means of arsenic removal comprises treatment of the organic solution with an aqueous alkaline solution or suspension, e.g. a milk of lime or a solution of NaOH or NH^OH.

Når mineralet har vært underkastet en forutgående kalsinering nevnt i det foregående, med flyktiggjøring av svovelet, og dette inneholder arsen, består den beste utføre]sesform i å forene dette forflyktigede svovel igjen med den organiske opp-løsning før arsenfjerningen fra dette. When the mineral has been subjected to a prior calcination mentioned above, with volatilization of the sulphur, and this contains arsenic, the best form of execution consists in uniting this volatilized sulfur again with the organic solution before the arsenic is removed from it.

Parallelt med behandlingen av den organiske oppløsning av svovel behandles ved fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen faststoffet fra pulpen fra utlutingen, idet dette faststoff er tilbake etter behandlingen med det organiske løsningsmiddel. Dette faststoff kan inneholde gull og sølv. Hvis dette er tilfelle omrøres faststoffet med en oppløsning av alkali-metallcyanid etter nøytralisering med kalkmelk. Fra den oppnådde cyanidholdige løsning utvinnes Ag og Au på kjent måte, mens den faste rest behandles med hydrogenperoksydholdig vann før den deponeres. In parallel with the treatment of the organic solution of sulphur, the method according to the invention treats the solid from the pulp from the leaching, this solid remaining after the treatment with the organic solvent. This solid may contain gold and silver. If this is the case, the solid is stirred with a solution of alkali metal cyanide after neutralization with milk of lime. From the resulting cyanide-containing solution, Ag and Au are extracted in a known manner, while the solid residue is treated with water containing hydrogen peroxide before it is deposited.

Den vandige oppløsning, som er blitt separert fra pulpen som har vært underkastet utlutingen ved pH omtrent 2-3, inneholder som angitt i det foregående generelt forbindelser av nyttige ikke-jernmetaller, særlig Cu og Zn. For ekstraksjon av disse metaller foretrekkes det først å redusere det tre-verdige jern som inneholdes i oppløsningen til toveridg tilstand Fe<++>. Man utfeller Cu ved sementering, særlig med pulver av Fe, hvoretter Zn kan utvinnes f.eks. ved utfelling med H2S. The aqueous solution, which has been separated from the pulp which has been subjected to the leaching at about pH 2-3, generally contains, as stated above, compounds of useful non-ferrous metals, especially Cu and Zn. For the extraction of these metals, it is preferred to first reduce the trivalent iron contained in the solution to the divalent state Fe<++>. Cu is precipitated by cementation, especially with Fe powder, after which Zn can be extracted, for example. by precipitation with H2S.

I forbindelse med den ovennevnte forutgående reduksjon av Fe<+++>skal det bemerkes at denne kan gjennnomføres ved hjelp av hvilke som helst kjente midler, særlig ved tilsetning av et passende reduksjonsmiddel som er økonomisk brukbart, som f.eks. SC>2, H2S eller et organisk stoff. En foretrukket utførelsesform, særlig interessant i forbindelse med omkost-ningene ved fremgnsmåten, består imidlertid i å anvende jern-monosulfid, nemlig FeS som reduksjonsmiddel. Denn forbindelse kan anvendes i form av naturlig pyrrhotitt, dvs. i form av et mineral som praktisk ikke inneholder FeS.,. Reduksjonsmidlet kan likeledes utgjøre en del av det kalsinerte mineralpulver som nå ikke lenger inneholder pyrrhotitt, oppnådd i det første trinn i prosessen omhandlet i det foregående. Et karakter-istisk trekk ved oppfinnelsen består da i å anvende et rent pyrrhotittmaterial, eller også å ta ut en del av det kalsinerte pulve rd øt i i prosessen og blande dette og oppvarme det med den filtrerte oppløsning etter den oksyderende utlutning, som utgjør det annet trinn i prosessen. Mengden av kalsinert pulver som anvendes beregnes da fra innholdet av ferrifor-bindelser i oppløsningen fra den oksyderende utlutning. In connection with the above-mentioned preliminary reduction of Fe<+++>, it should be noted that this can be carried out using any known means, in particular by adding a suitable reducing agent which is economically usable, such as e.g. SC>2, H2S or an organic substance. A preferred embodiment, particularly interesting in connection with the costs of the process, however, consists in using iron monosulphide, namely FeS, as reducing agent. This compound can be used in the form of natural pyrrhotite, i.e. in the form of a mineral which practically does not contain FeS.,. The reducing agent may likewise form part of the calcined mineral powder which now no longer contains pyrrhotite, obtained in the first step of the process referred to above. A characteristic feature of the invention then consists in using a pure pyrrhotite material, or also in taking out part of the calcined powder red in the process and mixing this and heating it with the filtered solution after the oxidizing leaching, which constitutes the other steps in the process. The amount of calcined powder used is then calculated from the content of ferric compounds in the solution from the oxidizing leachate.

Tilsammen illustreres fremgangsmåten ved hjelp av det vedføyde skjema hvor rektanglene 1-16 representerer følgende operasjoner . 1. Oksyderende utlutning av et fint mineralpulver, med gener-ell kornstørrelse under 3 mm, foretrukket omtrent 20 - lOO^u med 1,2-2 vektdeler surt vann pr. vektdel pulver, idet sur-heten er 0,7 - 1,5 ekvivalent /liter oppvarming mellom 100 og 120°C, foretrukket 105 - 115°C, under et lufttrykk på 5 - Together, the procedure is illustrated using the attached form where the rectangles 1-16 represent the following operations. 1. Oxidizing leaching of a fine mineral powder, with a general grain size of less than 3 mm, preferably about 20 - 100 µm with 1.2-2 parts by weight of acid water per weight part powder, the acidity being 0.7 - 1.5 equivalent / liter heating between 100 and 120°C, preferably 105 - 115°C, under an air pressure of 5 -

30 bar, i 2 - 6 timer.30 bar, for 2 - 6 hours.

2. Trykkutjevning til atmosfæretrykk, med derav følgende avkjøling. 3. Separering av den oppnådde pulp av faststoffer og oppløs-ning, gjennomført ved filtrering, avsuging på filter eller sentrifugering. 4. Ekstraksjon av svovelet fra faststoffet oppnådd i 3, ved hjelp av et organisk løsningsmiddel resirkulert fra trinn 8, generelt ved 40 - 120° alt etter starten av løsningsmiddel. 5. Separering ved avsetning, filtrering eller sentrifugering av oppløsningen av svovel i det organiske løsningsmiddel fra faststoffene i pulpen, behandlet i trinn 4. 6. Mottagelse av den varme svovelholdige løsning i det organiske løsningsmiddel. 7. Behandling for arsenfjerning fra svovelet, gjennomført med den organiske løsning. 8. Avkjøling av den organiske løsning, krystallisasjon av svovelet og gjennvinning av løsningsmidlet for resirkulering til trinn 4. 9. Mottagelse av faststoffene separert i trinn 5 fra oppløs-ningen av svovel i det organiske løsningsmiddel. 10. Cyanidbehandling av faststoffene fra trinn 9 ved hjelp av en vandig oppløsning av NaCN, separering av Ag og Au og tømming av restslammet til trinn 11. 11. Nedbrytning av resterende ioner CN~, særlig ved hjelp av H202. 2. Pressure equalization to atmospheric pressure, with consequent cooling. 3. Separation of the obtained pulp from solids and solution, carried out by filtration, suction on a filter or centrifugation. 4. Extraction of the sulfur from the solid obtained in 3, using an organic solvent recycled from step 8, generally at 40 - 120° depending on the onset of solvent. 5. Separation by settling, filtration or centrifugation of the solution of sulfur in the organic solvent from the solids in the pulp, treated in step 4. 6. Receiving the hot sulfur-containing solution in the organic solvent. 7. Treatment for arsenic removal from the sulphur, carried out with the organic solution. 8. Cooling of the organic solution, crystallization of the sulfur and recovery of the solvent for recycling to step 4. 9. Receiving the solids separated in step 5 from the solution of sulfur in the organic solvent. 10. Cyanide treatment of the solids from step 9 using an aqueous solution of NaCN, separation of Ag and Au and emptying of the residual sludge to step 11. 11. Decomposition of residual ions CN~, particularly using H202.

12. Deponering av restslammet oppnådd fra trinn 11.12. Disposal of the residual sludge obtained from step 11.

13. Mottagelse av den vandige sure oppløsning, separert i trinn 3 fra pulpen utlutet i trinn 1. 13. Receiving the aqueous acidic solution, separated in step 3 from the pulp leached in step 1.

14. Rduksjon av Fe<+++>til Fe++ i oppløsningen fra trinn14. Reduction of Fe<+++> to Fe++ in the solution from step

13. 15. Utfelling av Cu, spesielt ved hjelp av jernpulver, og separering av utfelt metall, eller også ekstraksjon av Cu ved elektrolyse. 16. Utfelling av ZnS, separering og deponering av restopp-løsning. 13. 15. Precipitation of Cu, especially with the help of iron powder, and separation of precipitated metal, or also extraction of Cu by electrolysis. 16. Precipitation of ZnS, separation and deposition of residual solution.

Selv om fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen egner seg for mineraler med variable innhold av forskjellige bestand-deler, er den særlig interessant for jernmineraler med følgende sammensetninger: Although the method according to the invention is suitable for minerals with variable contents of different components, it is particularly interesting for iron minerals with the following compositions:

De etterfølgende eksempler illustrerer oppfinnelsen. The following examples illustrate the invention.

EKSEMPEL 1EXAMPLE 1

Man behandler et pulverformet pyrittmineral med kornstørrelse under 80^u inneholdende: A powdered pyrite mineral with a grain size of less than 80^u is processed containing:

1200 g av dette pulver underkastes kalsinering under nitrogen-atmosfære ved 800°C i en halv time . Gassene frigjort under denne oppvarming kondenseres og man utvinner da 239 g svovel med et arseninnhold på 1300 ppm. Etter avkjøling av de 959 g pulver som har vært underkastet denne termisk behandling tas ut 90 g for anvendelse i en reduksjonsreaksjon ved et senere trinn, mens resterende 869 g blandes med 1500 g vann og 70 g svovelsyre 66°Be, dvs. 96 vekt%. 1200 g of this powder is subjected to calcination under a nitrogen atmosphere at 800°C for half an hour. The gases released during this heating are condensed and 239 g of sulfur with an arsenic content of 1300 ppm is recovered. After cooling the 959 g of powder that has been subjected to this thermal treatment, 90 g is taken out for use in a reduction reaction at a later stage, while the remaining 869 g is mixed with 1500 g of water and 70 g of sulfuric acid 66°Be, i.e. 96% by weight .

Denne suspensjon anbringes i en autoklav som holdes vedThis suspension is placed in an autoclave which is maintained

110°C og hvori det innføres luft med et trykk på 20 bar. Pulveret omsettes derved med svovelsyreoppløsningen under om-røring i 3 timer. Suspensjonen blir deretter trykkutjevnet og dette bringer temperaturen til omtrent 90°C, hvoretter den filtreres (rektangel 3 i skjemaet). Man har da to produkter: A - Filterkaken (4) som skriver seg fra filtreringen (3), dvs. faststoffene som er tilbake etter utlutingen (1) og 110°C and into which air is introduced at a pressure of 20 bar. The powder is thereby reacted with the sulfuric acid solution while stirring for 3 hours. The suspension is then pressure equalized and this brings the temperature to about 90°C, after which it is filtered (rectangle 3 in the diagram). You then have two products: A - The filter cake (4) that forms from the filtration (3), i.e. the solids that remain after the leaching (1) and

B - Den vandige oppløsning (13) separert fra faststoffene A,B - The aqueous solution (13) separated from the solids A,

og omfattende metallene Cu og Zn.and comprising the metals Cu and Zn.

Behandling av filterkaken ATreatment of the filter cake A

Disse faststoffer, som inneholder omtrent 40% fuktighet, blandes (4) med toluen i mengde 2600 ml for 100 g filterkake og blandingen holdes ved 105°C i 1 time for oppløsning av tilstedeværende elementært svovel. Oppløsningen av S i toluen for deretter avsette seg (5) og tas ut i (6) og tilsettes svovelet frigitt ved den initiale kalsinering ved 800°C These solids, which contain about 40% moisture, are mixed (4) with toluene in an amount of 2600 ml for 100 g of filter cake and the mixture is kept at 105°C for 1 hour to dissolve the elemental sulfur present. The solution of S in toluene then settles (5) and is taken out in (6) and the sulfur released by the initial calcination at 800°C is added

nevnt i det foregående. Totalt svovel inneholder 550 ppm arsen. For å fjerne dette omrøres toluenoppløsningen med 2 g CaTOH^ tilsatt 500 ml vann hvoretter man separerer det vandige lag ved avsetning inneholdende alt As i svovelet. mentioned above. Total sulfur contains 550 ppm arsenic. To remove this, the toluene solution is stirred with 2 g of CaTOH^ added to 500 ml of water, after which the aqueous layer is separated by settling containing all As in the sulphur.

Den organiske løsning avkjøles deretter i (8) som fører til krystallisasjon av svovelet, fritt for As, som utvinnes i et utbytte på 92,8% i forhold til initialt S i mineralet. Dette løsningsmiddel resirkuleres (til trinn 4) for en ny svovel-ekstraks jon. The organic solution is then cooled in (8) which leads to crystallization of the sulphur, free of As, which is recovered in a yield of 92.8% in relation to the initial S in the mineral. This solvent is recycled (to step 4) for a new sulfur extract ion.

Faststoffene (9) separert fra toluenoppløsningen behandles med kalkmelk og deretter med en vandig oppløsning av 3 g NaCN pr. liter. Man ekstraherer da i form av en vandig løsning 86% av Au og 34% av Ag i anvendt mineral. Den faste rest behandles med hydrogenperoksydholdig vann for å nedbryte ionene CN~ The solids (9) separated from the toluene solution are treated with milk of lime and then with an aqueous solution of 3 g of NaCN per litres. One then extracts 86% of Au and 34% of Ag in the used mineral in the form of an aqueous solution. The solid residue is treated with water containing hydrogen peroxide to break down the ions CN~

før den deponeres.before it is deposited.

Behandling av oppløsning BTreatment of solution B

Da denne oppløsning (13) inneholder treverdig jern som bevirk-er den etterfølgende utfelling av kobber og sink, tilsettes den (14) 90 g av kalsineringsproduktet som tidligere er tatt ut, og man omrører og oppvarminger blandingen ved 80°C i 1 time. Etter avsetning er den oppnådde oppløsning (15) uten treverdig jern og kan da underkastes separering av kobber og sink. As this solution (13) contains trivalent iron which causes the subsequent precipitation of copper and zinc, 90 g of the calcination product previously taken out is added to it (14), and the mixture is stirred and heated at 80°C for 1 hour. After deposition, the obtained solution (15) is free of trivalent iron and can then be subjected to separation of copper and zinc.

Ved tilsetning av 4,7 g jernpulver vil denne oppløsning oppnås 5,25 g kobber, dvs. et utbytte av kobber på 15% regnet på ut-gangsmineral. By adding 4.7 g of iron powder, this solution will yield 5.25 g of copper, i.e. a yield of copper of 15% calculated on the starting mineral.

Oppløsningen som er tilbake etter separering av kobberet har pH omtrent 2 og behandles med F^S (16) som skriver fra omsetning mellom en del av kalsineringsproduktet og svovelsyre. Man oppnår da 16,8 g ZnS som representerer en sinkgjenvinning på 84,5% i forhold til utgangsmineralet. The solution remaining after separation of the copper has a pH of approximately 2 and is treated with F^S (16) which results from reaction between part of the calcination product and sulfuric acid. 16.8 g of ZnS is then obtained, which represents a zinc recovery of 84.5% in relation to the starting mineral.

EKSEMPEL 2EXAMPLE 2

Operasjonene beskrevet i eksempel 1 anvendes på et mineral inneholdende: Den beregnede fordeling mellom jernforbindelsene tilsvarer The operations described in example 1 are applied to a mineral containing: The calculated distribution between the iron compounds corresponds to

Ved kalsineringen omdannes 9% av utgangssvovelet til SO2 During the calcination, 9% of the initial sulfur is converted to SO2

pga. av nærværet av karbonat og dette SO2anvendes for fremstilling av svovelsyre. Hoveddelen av denne syre anvendes i utlutningstrinnet for det kalsinerte mineral og resten tjener til å danne H^ S nødvendig for utfelling av ZnS ved omsetning med en annen del av det kalsinerte mineral. because of. of the presence of carbonate and this SO2 is used for the production of sulfuric acid. The main part of this acid is used in the leaching step for the calcined mineral and the rest serves to form the H2 S necessary for the precipitation of ZnS by reaction with another part of the calcined mineral.

Videre innføres svovelet frigitt ved kalsineringen i suspensjonen av det kalsinerte mineral som innføres i autoklaven og tilsettes ikke toluenoppløsningen av svovel oppnådd etter filtrering av pulpen i 3 (se reaksjonsskjemaet). Som resultat inneholder den oppnådde svoveloppløsning ikke mere enni 30 ppm arsen i forhold til svovel. Furthermore, the sulfur released during the calcination is introduced into the suspension of the calcined mineral which is introduced into the autoclave and the toluene solution of sulfur obtained after filtering the pulp in 3 is not added (see the reaction scheme). As a result, the sulfur solution obtained contains no more than 30 ppm arsenic in relation to sulphur.

I dette eksempel oppnås svovelet med et utbytte på 82,8% i forhold til totalt svovel i mineralet. In this example, the sulfur is obtained with a yield of 82.8% in relation to total sulfur in the mineral.

EKSEMPEL 3EXAMPLE 3

Operasjonene i eksempel 1 gjentas men filtreringskaken fra den utlutede pulp (3) behandles i (4) med 2500 ml perkloretylen i stedet for toluen. Resultatene er de samme som i eksempel 1. The operations in example 1 are repeated but the filter cake from the leached pulp (3) is treated in (4) with 2500 ml of perchlorethylene instead of toluene. The results are the same as in example 1.

Claims

1. Process for extracting elemental sulfur from an iron sulphide mineral, comprising acidic, oxidizing leaching of powdered mineral, for extraction of the sulphur, the obtained pulp from the leaching is subjected to separation into its solids (4) and the solution (13) containing the solids, characterized by that the solids are treated in the heat with an organic solvent for sulphur, the sulfur is then recovered by crystallization on cooling (8) while the solution (13) is treated for the extraction of non-ferrous metals.

2. Method as stated in claim 1, characterized in that the solvent for sulfur is a hydroaromatic hydrocarbon or a chlorinated hydrocarbon.

3. Method as stated in claim 1 or 2, characterized in that the compounds of trivalent iron present in the aqueous solution (13) from the leaching are reduced before the solution is subjected to the extraction of the non-ferrous metals (15), (16).

4. Procedure as stated in claims 1-3, characterized in that before leaching the mineral powder is calcined to convert FeS^ which it may contain into pyrrhotite and vaporized sulfur is recovered.

5. Method as stated in claim 4, characterized in that the calcination of the mineral releases SO, which is converted into sulfuric acid and part of this acid is used in the leaching step.

6. Method as stated in claim 3, characterized in that the reduction of trivalent iron is carried out by heating the solution from the leach with a powder containing FeS, in particular with a pyrrhotite mineral or with the powder calcined in accordance with claim 4.

7. Method as stated in claims 3-6, characterized in that the reduced aqueous solution is treated with iron powder to precipitate copper.

8. Method as stated in claim 7, characterized in that the solution present after the separation of the copper is subjected to precipitation of zinc in the form of the sulphide.

9. Method as stated in claim 8. characterized in that the precipitation of ZnS is carried out with the help of H^S formed by the treatment of part of the powder of calcined mineral as stated in claim 4 or a pyrrhotite material with the help of sulfuric acid.

10. Method as stated in claim 9, characterized in that the sulfuric acid, used for the production of H2 S necessary for the precipitation of ZnS, is obtained from a part of the sulfuric acid obtained according to claim 5.

11. Method as stated in claims 1 - 10, characterized in that the mineral contains arsenic and that the organic phase consisting of a solution of sulfur in the organic solvent is subjected to a treatment for arsenic removal before the sulfur is separated by crystallization.

12. Method as stated in claim 11, characterized in that after the mineral has been calcined as stated in claim 4, the vaporized sulfur is dissolved in the organic phase before this is subjected to the treatment for arsenic removal.

13. Method as stated in claim 11, characterized in that when the mineral is calcined as stated in claim 4, the sulfur that evaporates during this operation is added to the calcined mineral that is subjected to leaching.

14. Method as set forth in claims 11 - 13, characterized in that the treatment for arsenic removal consists in washing the organic phase, which consists of the dissolution of sulfur in the organic solvent, using an aqueous alkaline solution and in particular a "v a dilute alkaline aqueous solution or a milk of lime.

15. Method as stated in claims 1 - 14, where the solid residue from the extraction of sulfur with the organic solvent, comprising precious metals, and especially silver and gold, characterized in that the solid is treated with a milk of lime, then with an aqueous solution of alkali metal cyanide for extraction of these metals.