NO871608L - PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM IRON MINERALS. - Google Patents
PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM IRON MINERALS.Info
- Publication number
- NO871608L NO871608L NO871608A NO871608A NO871608L NO 871608 L NO871608 L NO 871608L NO 871608 A NO871608 A NO 871608A NO 871608 A NO871608 A NO 871608A NO 871608 L NO871608 L NO 871608L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- sulfur
- stated
- mineral
- solution
- leaching
- Prior art date
Links
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 68
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 title claims description 49
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 title claims description 48
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims description 8
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 title description 4
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 34
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 34
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 29
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 28
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 25
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 17
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 15
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 claims description 14
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 12
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 11
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 11
- 238000011282 treatment Methods 0.000 claims description 11
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 10
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 8
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 claims description 8
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 7
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 7
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 7
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 7
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 7
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 6
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 claims description 6
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 6
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 6
- 239000002904 solvent Substances 0.000 claims description 5
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 4
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 4
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 4
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 4
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 4
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 3
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 2
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims description 2
- 230000029087 digestion Effects 0.000 claims description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 2
- 229910052960 marcasite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 claims 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 claims 1
- 125000002029 aromatic hydrocarbon group Chemical group 0.000 claims 1
- 150000008280 chlorinated hydrocarbons Chemical class 0.000 claims 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims 1
- 239000000052 vinegar Substances 0.000 claims 1
- 235000021419 vinegar Nutrition 0.000 claims 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 25
- YXFVVABEGXRONW-UHFFFAOYSA-N Toluene Chemical compound CC1=CC=CC=C1 YXFVVABEGXRONW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 13
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 5
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 5
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 5
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 5
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 4
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 239000000047 product Substances 0.000 description 4
- UHOVQNZJYSORNB-UHFFFAOYSA-N Benzene Chemical compound C1=CC=CC=C1 UHOVQNZJYSORNB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- YMWUJEATGCHHMB-UHFFFAOYSA-N Dichloromethane Chemical compound ClCCl YMWUJEATGCHHMB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 3
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- YNQLUTRBYVCPMQ-UHFFFAOYSA-N Ethylbenzene Chemical compound CCC1=CC=CC=C1 YNQLUTRBYVCPMQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QGJOPFRUJISHPQ-UHFFFAOYSA-N carbon disulphide Natural products S=C=S QGJOPFRUJISHPQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 2
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- OCJBOOLMMGQPQU-UHFFFAOYSA-N 1,4-dichlorobenzene Chemical compound ClC1=CC=C(Cl)C=C1 OCJBOOLMMGQPQU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- HEDRZPFGACZZDS-UHFFFAOYSA-N Chloroform Chemical compound ClC(Cl)Cl HEDRZPFGACZZDS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LJSQFQKUNVCTIA-UHFFFAOYSA-N Diethyl sulfide Natural products CCSCC LJSQFQKUNVCTIA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZERULLAPCVRMCO-UHFFFAOYSA-N Dipropyl sulfide Chemical compound CCCSCCC ZERULLAPCVRMCO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CTQNGGLPUBDAKN-UHFFFAOYSA-N O-Xylene Chemical compound CC1=CC=CC=C1C CTQNGGLPUBDAKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CYTYCFOTNPOANT-UHFFFAOYSA-N Perchloroethylene Chemical group ClC(Cl)=C(Cl)Cl CYTYCFOTNPOANT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 description 1
- 239000012298 atmosphere Substances 0.000 description 1
- 239000002585 base Substances 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 229960001701 chloroform Drugs 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 229940117389 dichlorobenzene Drugs 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 229940052308 general anesthetics halogenated hydrocarbons Drugs 0.000 description 1
- 150000008282 halocarbons Chemical class 0.000 description 1
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 1
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 1
- 239000012299 nitrogen atmosphere Substances 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 150000003463 sulfur Chemical class 0.000 description 1
- 229950011008 tetrachloroethylene Drugs 0.000 description 1
- 238000007669 thermal treatment Methods 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010626 work up procedure Methods 0.000 description 1
- 239000008096 xylene Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
- C01B17/00—Sulfur; Compounds thereof
- C01B17/02—Preparation of sulfur; Purification
- C01B17/06—Preparation of sulfur; Purification from non-gaseous sulfides or materials containing such sulfides, e.g. ores
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Removal Of Specific Substances (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
- Solid-Sorbent Or Filter-Aiding Compositions (AREA)
- Coloring Foods And Improving Nutritive Qualities (AREA)
- Compounds Of Iron (AREA)
Description
Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for utvinning av svovel i elementær tilstand fra pyrrhotitt- mineraler. Oppfinnelsen vedrører spesielt en fremgangsmåte hvor mineralet behandles ved oksyderende utluting for frigivelse av svovelet fra jernsulfidet inneholdt i mineralet. Oppfinnelsen omfatter videre ekstraksjon av ikke-jernmetaller og edelmetaller som kan befinne seg i det behandlede sulfidmineral. The present invention relates to a method for extracting sulfur in an elemental state from pyrrhotite minerals. The invention relates in particular to a method where the mineral is treated by oxidizing leaching to release the sulfur from the iron sulphide contained in the mineral. The invention further encompasses the extraction of non-ferrous metals and precious metals which may be present in the treated sulphide mineral.
Man kjenner tidligere prosesser hvor det anvendes oksyderende utlutning av pyrrhoti.tt jernmineraler, dvs. mineraler mer eller mindre rike på sulfider med tilnærmet sammensetning FeS. Visse av disse mineraler, særlig dem som omhandles i US patentskrift 2.898.197 og 3.034.864, omfatter smelting av svovelet utfelt ved utlutingen og agglomerering av det flytende svovel til granuler hvortil partiklene fra utlutingspulpen etter størkning forblir fiksert. Ettersom disse partikler kan inneholde metaller som Au og Ag, blir separeringen av disse vanskelig, og det tilsvarende med hensyn til oppnåelse av tilstrekkelig rent svovel. Generelt er den ovennevnte tidligere teknikk berørt av vanskeligheter med separeringen, spesielt dårlig filtrering, samt pulveret eller pulpen med partikler eller granuler av svovel.. Processes are previously known where oxidizing leaching of pyrrhotite iron minerals is used, i.e. minerals more or less rich in sulphides with approximate composition FeS. Certain of these minerals, especially those dealt with in US Patents 2,898,197 and 3,034,864, include melting of the sulfur precipitated during the leaching and agglomeration of the liquid sulfur into granules to which the particles from the leaching pulp remain fixed after solidification. As these particles may contain metals such as Au and Ag, the separation of these becomes difficult, and the corresponding with regard to obtaining sufficiently pure sulphur. In general, the above-mentioned prior art is affected by difficulties in the separation, especially poor filtration, as well as the powder or pulp with particles or granules of sulfur.
Den foreliggende oppfinnelse medfører en vesentlig forbedring av ekstraksjon av svovel fra pyrrhotitt- mineraler, idet den gjør separeringen av svovelet fra andre bestanddeler i mineralet lettere, særlig ved enkel filtrering, avsetning eller sentrifugering. Oppfinnelsen gjør operasjonene mer lønnsomme og tillater anvendelse av løsningsmidler for svovel med meget reduserte tap. The present invention results in a significant improvement in the extraction of sulfur from pyrrhotite minerals, as it makes the separation of the sulfur from other constituents in the mineral easier, particularly by simple filtration, deposition or centrifugation. The invention makes the operations more profitable and allows the use of solvents for sulfur with greatly reduced losses.
Fremgangsmåten i henhold til den foreliggende oppfinnelse består i å underkaste et finmalt jernsulfidmineral for oksyderende utluting i varmen, etterfulgt eller fulgt av svovelet som er frigitt på denne måte, med agglomerering av dette svovel til granuler som deretter størknes ved avkjøling og separeres mekanisk fra utlutingspulpen. Det karakteristiske ved frem gangsmåten er at det granulerte svovel, separert fra pulpen, oppløses i varmen i et organisk løsningsmiddel, den oppnådde løsning befris for samtlige rester fra utlutingen og underkastes deretter en krystallisasjon av svovelet. The method according to the present invention consists in subjecting a finely ground iron sulphide mineral to oxidizing leaching in the heat, followed or followed by the sulfur that is released in this way, with agglomeration of this sulfur into granules which are then solidified by cooling and mechanically separated from the leaching pulp. The characteristic of the process is that the granulated sulphur, separated from the pulp, is dissolved in the heat in an organic solvent, the resulting solution is freed of all residues from the leaching and is then subjected to a crystallization of the sulphur.
I samsvar med oppfinnelsen gjennomføres en dobbelt separering mellom det elementære svovel fra utlutingen, og pulpen fra den sistnevnte. Uventet er summen av disse to behandlinger for-enklet og fører til en mye bedre separering enn ved prosesser i henhold til tidligere kjent teknikk. In accordance with the invention, a double separation is carried out between the elemental sulfur from the leach, and the pulp from the latter. Unexpectedly, the sum of these two treatments is simplified and leads to a much better separation than with processes according to prior art.
Når det behandlede jernmineral inneholder ikke-jernmetaller, kan disse ekstraheres på kjent måte fra faststoffene og opp-løsningen som følger dem i pulpen fra utlutingen. Således kan man utvinne Cu og Zn fra den vandige oppløsning separert fra faststoffene i pulpen. Edelmetallene, særlig Au og Ag, kan trekkes ut fra faststoffene i denne pulp, f.eks. ved cyanidbehandling. When the treated iron mineral contains non-ferrous metals, these can be extracted in a known manner from the solids and the solution that follows them in the pulp from the leaching. Thus, Cu and Zn can be recovered from the aqueous solution separated from the solids in the pulp. The precious metals, especially Au and Ag, can be extracted from the solids in this pulp, e.g. by cyanide treatment.
Ettersom sulfidmineralene ofte inneholder arsen, anbefales det å fjerne dette før krystallisasjonen av svovel. Ved fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen, består den foretrukne metode for arsenfjerning i å bringe den organiske oppløsning av svovel i kontakt med et forholdsvist lite volum av en vandig oppløsning av en base, særlig av alkalimetall, jord-alkalimetall eller ammoniakk, som tilbakeholder As. Krystallisasjonen fra den organiske oppløsning, renset på denne måte, gir meget rent svovel. As the sulphide minerals often contain arsenic, it is recommended to remove this before the crystallization of sulphur. In the method according to the invention, the preferred method for arsenic removal consists in bringing the organic solution of sulfur into contact with a relatively small volume of an aqueous solution of a base, especially of alkali metal, alkaline earth metal or ammonia, which retains As. The crystallization from the organic solution, purified in this way, gives very pure sulphur.
Når utgangsmaterialet inneholder jernsulfider som er rikere på S enn pyrrhotitter, særlig FeS2, er det av interesse å underkaste dem en foregående varmebehandlig i ikke-oksyderende atmosfære, foretrukket ved temperatur mellom 600 og 900°C, for å forflyktige svovelet og omdanne de persulfidholdige mineraler til pyrrhotitt. Det er daønskelig å forene for-flyktiget svovel med svovelet fra utlutingen slik at behand-dlingen for arsenfjerning foretas på hele mengden av svovel fra disse to operasjoner. When the starting material contains iron sulfides that are richer in S than pyrrhotites, especially FeS2, it is of interest to subject them to a previous heat treatment in a non-oxidizing atmosphere, preferably at a temperature between 600 and 900°C, in order to volatilize the sulfur and transform the persulfide-containing minerals to pyrrhotite. It is desirable to combine the pre-volatile sulfur with the sulfur from the leaching so that the treatment for arsenic removal is carried out on the entire amount of sulfur from these two operations.
Den oksyderende utluting i surt miljø er kjent på området og skal ikke her beskrives nærmere. Med hensyn til smeltingen og agglomereringen av det flytende svovel, som skriver seg fra denne operasjon, er det foretrukket å arbeide opp mot 130°C, under en omrøring slik at svovelet danner granuler med diameter omtrent 0,3-3 mm, best omtrent 1 mm. Etter avkjøling til under 120°C kan disse faste granuler separeres fra utlutingspulpen ved enkel sikting, idet faststoffene i pulpen generelt har en kornstørrelse uner lOO^u. Oxidizing leaching in an acidic environment is known in the field and shall not be described in more detail here. With regard to the melting and agglomeration of the liquid sulphur, which results from this operation, it is preferred to work up to 130°C, while stirring so that the sulfur forms granules with a diameter of about 0.3-3 mm, best about 1 etc. After cooling to below 120°C, these solid granules can be separated from the leach pulp by simple sieving, as the solids in the pulp generally have a grain size of less than 100 µm.
Svovelgranulene separert på denne måte utgjøres generelt av 60 The sulfur granules separated in this way generally amount to 60
- 80% S, idet resten utgjøres overveiende av mineraler som ikke er angrepet under utlutingen, særlig blende, chalcopyritt, pyrrhotitt, etc. som kan fuktes av flytende svovel. Disse - 80% S, the rest being predominantly made up of minerals that have not been attacked during the leaching, especially blende, chalcopyrite, pyrrhotite, etc. which can be wetted by liquid sulphur. These
h, h,
restmaterialer separeres lett fra den organiske oppløsning av svovel og kan resirkuleres til utgangsmineralet, dvs. til utlutingen . residual materials are easily separated from the organic solution of sulfur and can be recycled to the starting mineral, i.e. to the leachate.
Det er av interesse å bemerke at ved fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen vil den største del av pulpen fra utlutingen, som omfatter en gangbergart med goetitt fra oppslutningen av FeS, ikke fuktes av smeltet svovel og således separeres lett. Man har da ikke lenger eller meget lite goetitt i kontakt med organisk løsningsmiddel i oppløsningstrinnet for det grunu-lerte svovel, som fører til en betraktelig reduksjon av tap av løsningsmiddel ved absorpsjon i goetitten, en fordel ved pro-sessen som er nevnt tidligere. It is of interest to note that with the method according to the invention, the largest part of the pulp from the leaching, which comprises a gangue with goethite from the digestion of FeS, will not be wetted by molten sulfur and thus easily separated. There is then no longer or very little goethite in contact with organic solvent in the dissolution step for the granulated sulphur, which leads to a considerable reduction of loss of solvent by absorption in the goethite, an advantage of the process mentioned earlier.
Men hensyn til organiske løsningsmidler for svovel som kan anvendes ved den foreliggende oppfinnelse, kan nevnes flytende hydrokarboner, halogenerte hydrokarboner, tioalkaner, etc. Som ikke-begrensende eksempler nevnes forbindelser som benzen, toluen, etylbenzen, xylen, diklorbenzen, diklormetan, triklor-metan, dikloretylen, trikloretylen, perkloretylen, karbondi-sulfid, dietylsulfid, dipropyl sulfid, etc. However, organic solvents for sulfur that can be used in the present invention include liquid hydrocarbons, halogenated hydrocarbons, thioalkanes, etc. As non-limiting examples, compounds such as benzene, toluene, ethylbenzene, xylene, dichlorobenzene, dichloromethane, trichloromethane are mentioned , dichloroethylene, trichloroethylene, perchlorethylene, carbon disulfide, diethyl sulfide, dipropyl sulfide, etc.
Hele fremgangsmåten illustreres ved hjelp av vedføyde figur hvor rektanglene 1-16 representerer følgende operasjoner. 1. Oksyderende utluting av et fint mineralpulver, generelt med kornstørrelse under 3 mm, foretrukket omtrent 20 - lOO^u med 1,2 - 2 vektdeler vandig syre pr. del pulver, med surhet 0,7 - 1,5 ekvivalenter/liter, oppvarming ved 100 - 220°C, foretrukket 105 - 115°C, under et lufttrykk på 5 - 30 bar, i 2-6 timer. 2. Agglomerering av flytende svovel under omrøring, med foretrukket dannelse av granuler med 0,3 - 3 mm diameter. 3. Trykkutjevning til atmosfaeretrykk med avkjøling av pro-duktet, med etterfølgende størkning av svovelgranulene. 4. Separering av svovelgranulene fra pulpen oppnådd fra 1. Gjennomføring av sikting. 5. Oppløsning av svovel, fra granulene fra trinn 4, ved hjelp av organisk løsningsmiddel resirkulert fra trinn 8, generelt ved temperatur 40 - 120°C, alt etter arten av løsningsmiddel 6. Separering ved avsetning, filtrering eller sentrifugering av oppløsningen av svovel i organisk løsningsmiddel med faststoffene medrevet av svovelet fra agglomereringstrinnet 2. 7. Arsenfjerning fra svovelet, gjennomført med den organiske oppløsning. 8. Avkjøling av den organiske løsning, krystallisasjon av svovelet, og gjenvinning av løsningsmiddel for resirkulering til trinn 5. 9. Filtrering av pulpen fra utlutingen, separert i trinn 4 fra svovelagglomeratene. 10. Innføring av den vandige sure oppløsning, separert fra trinn 9, fra den utlutede pulp, og reduksjon av Fe<+++>til Fe<++>i denne oppløsning. 11. Utfelling av Cu, spesielt ved hjelp av Fe-pulver og separering av utfelt metall, eller også ekstraksjon av Cu med elektrolyse. 12. Utfelling av ZnS, separering og deponering av restopp-løsning. 13. Mottagelse av faststoffene fra utlutingen, separert fra oppløsningen i trinn 9. 14. Cyanidbehandling av faststoffene fra trinn 9, ved hjelp av en vandig oppløsning av NaCN, separering av Ag og Au og deponering av restslammet til 11. 15. Nedbryting av resterende Cn~ ioner, særlig ved hjelp av ^ 2°2 eller ClONa. The entire procedure is illustrated with the help of the attached figure, where the rectangles 1-16 represent the following operations. 1. Oxidizing leaching of a fine mineral powder, generally with a grain size below 3 mm, preferably approximately 20 - lOO^u with 1.2 - 2 parts by weight of aqueous acid per part powder, with acidity 0.7 - 1.5 equivalents/litre, heating at 100 - 220°C, preferably 105 - 115°C, under an air pressure of 5 - 30 bar, for 2-6 hours. 2. Agglomeration of liquid sulfur under stirring, with the preferred formation of granules with a diameter of 0.3 - 3 mm. 3. Pressure equalization to atmospheric pressure with cooling of the product, with subsequent solidification of the sulfur granules. 4. Separation of the sulfur granules from the pulp obtained from 1. Carrying out sieving. 5. Dissolution of sulphur, from the granules from step 4, using organic solvent recycled from step 8, generally at a temperature of 40 - 120°C, depending on the nature of the solvent 6. Separation by deposition, filtration or centrifugation of the solution of sulfur in organic solvent with the solids entrained by the sulfur from agglomeration step 2. 7. Arsenic removal from the sulphur, carried out with the organic solution. 8. Cooling of the organic solution, crystallization of the sulfur, and recovery of solvent for recycling to step 5. 9. Filtration of the pulp from the leachate, separated in step 4 from the sulfur agglomerates. 10. Introduction of the aqueous acidic solution, separated from step 9, from the leached pulp, and reduction of Fe<+++> to Fe<++> in this solution. 11. Precipitation of Cu, especially with the help of Fe powder and separation of precipitated metal, or also extraction of Cu with electrolysis. 12. Precipitation of ZnS, separation and deposition of restop solution. 13. Receipt of the solids from the leaching, separated from the solution in step 9. 14. Cyanide treatment of the solids from step 9, using an aqueous solution of NaCN, separation of Ag and Au and deposition of the residual sludge to 11. 15. Decomposition of remaining Cn~ ions, especially by means of ^ 2°2 or ClONa.
16. Deponering i naturen av restslammet fra trinn 15.16. Disposal in nature of the residual sludge from step 15.
Selv om fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen er anvende-lig for mineraler med variable innhold av forskjellige bestanddeler, er den særlig interessant for jernmineraler med følgende sammensetninger: Although the method according to the invention is applicable to minerals with variable contents of different constituents, 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
(Operasjonstrinnene i skjemaet er anført i paranteser).(The operational steps in the form are listed in brackets).
Man behandler et pyrittmineral i pulverform med kornstørrelse under 80^u inneholdende: One processes a pyrite mineral in powder form with a grain size below 80^u containing:
1200 g av dette pulver underkastes kalsinering under nitrogen-atmosfære ved 800°C i en halv time. Gassen utviklet under denne oppvarming kondenseres. Man oppnår da 239 g svovel med et arseninnhold på 1300 ppm. Etter avkjøling av 959 g pulver etter den termiske behandling, tas ut 90 g for anvendelse i en reduksjonsreaktor i et senere trinn, mens de 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 gas developed during this heating is condensed. 239 g of sulfur is then obtained with an arsenic content of 1300 ppm. After cooling 959 g of powder after the thermal treatment, 90 g are taken out for use in a reduction reactor in a later step, while the remaining 869 g are 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 ved 110°C og hvori det innføres luft under et trykk på 20 bar. Pulveret får da reagere med svovelsyreoppløsningen under om-røring i 3 timer. Suspensjonen holdes deretter ved 130°C This suspension is placed in an autoclave, which is kept at 110°C and into which air is introduced under a pressure of 20 bar. The powder is then allowed to react with the sulfuric acid solution while stirring for 3 hours. The suspension is then kept at 130°C
som fører til smelting av det elementære svovel dannet under utlutingen. Man omrører slik at svovelet agglomererer til granuler med diameter omtrent 1 mm (skjema, rektangel 2), hvoretter materialet avkjøles ved trykkutjevning til temperatur under 120°C og føres ut på en sikt. Man separerer da (4) svovelgranuler fra pulpen som skriver seg fra utlutingen. which leads to melting of the elemental sulfur formed during the leaching. The mixture is stirred so that the sulfur agglomerates into granules with a diameter of approximately 1 mm (diagram, rectangle 2), after which the material is cooled by pressure equalization to a temperature below 120°C and fed onto a sieve. One then separates (4) sulfur granules from the pulp that emerges from the leaching.
Det granulerte svovel oppvarmes til 105°C sammen med 2500 ml toluen i 1 time, dvs. til fullstendig oppløsning. Den oppnådde organiske løsning filtreres for separering (6) av faststoffer som ikke er oppsluttet under utlutingen og som er medrevet i det smeltede svovel. Disse faststoffer, i første rekke blende, chalcopyritt, pyrrhotitt og gahgbergart, resirkuleres til utgangsmaterialet for en fornyet behandling. The granulated sulfur is heated to 105°C together with 2500 ml of toluene for 1 hour, i.e. until complete dissolution. The organic solution obtained is filtered to separate (6) solids which are not absorbed during the leaching and which are entrained in the molten sulphur. These solids, primarily blende, chalcopyrite, pyrrhotite and gahg rock, are recycled into the starting material for a renewed treatment.
Toluenoppløsningen av S blir deretter underkastet arsenfjerning (7) ved behandling med 500 ml 0,1 N natriumhydroksydopp-oppløsning i 1 time, hvoretter svovelet oppnås ved krystallisasjon (8) etter avkjøling, mens moderluten av toluen resirkuleres (5) for en ny oppløsning av agglomerater eller granuler av S. Man gjenvinner 90,5% av det totale svovelinnhold i mineralet. The toluene solution of S is then subjected to arsenic removal (7) by treatment with 500 ml of 0.1 N sodium hydroxide solution for 1 hour, after which the sulfur is obtained by crystallization (8) after cooling, while the mother liquor of toluene is recycled (5) for a new solution of agglomerates or granules of S. 90.5% of the total sulfur content in the mineral is recovered.
Pulpen, separert (4) fra det agglomererte svovel, blir i sin tur filtrert eller sentrifugert (9). Man har da to produkter: A - filterkaken eller resten (13) fra filtreringen (9), dvs. The pulp, separated (4) from the agglomerated sulphur, is in turn filtered or centrifuged (9). You then have two products: A - the filter cake or the residue (13) from the filtration (9), i.e.
faststoffene som er tilbake etter utlutingen (1), ogthe solids remaining after the leaching (1), and
B - den vandige oppløsning (10), separert fra faststoffene A, B - the aqueous solution (10), separated from the solids A,
og omfattende metallene Cu og Zn.and comprising the metals Cu and Zn.
Behandling av filterresten ATreatment of the filter residue A
Disse faststoffer, som utgjøres i første rekke av goetitt, kan inneholde edelmetaller. These solids, which consist primarily of goethite, may contain precious metals.
De behandles med kalkmelk og deretter med en vandig oppløsning av 3 g NaCN pr. liter. Man ekstraherer da i tilstand av vandig oppløsning, 85,6% av Au og 33,8% av Ag i utgangsmineralet. Den faste rest behandles med vandig hydrogenperoksydløsning for å nedbryte ionene CN~ før den deponeres. They are treated with milk of lime and then with an aqueous solution of 3 g of NaCN per litres. In the state of aqueous solution, 85.6% of Au and 33.8% of Ag in the starting mineral are then extracted. The solid residue is treated with aqueous hydrogen peroxide solution to break down the ions CN~ before it is deposited.
Behandling av oppløsning BTreatment of solution B
Ettersom denne oppløsning (10) inneholder treverdig jern, som hindrer den etterfølgende utfelling av kobber og sink, tilsettes den 90 g av det tidligere omtalte uttatte kalsineringspro-dukt og man omrører og oppvarmer dette ved 80°C i en time. Etter avsetning er den oppsamlede oppløsning (11) uten innhold av treverdig jern og kan da underkastes separering av kobber og sink. Ved tilsetning av 4,7 g jernpulver til denne oppløs-ning utvinnes 5,15 g kobber, dvs. et kobberutbytte på 74% regnet på utgangsmineral. As this solution (10) contains trivalent iron, which prevents the subsequent precipitation of copper and zinc, 90 g of the previously mentioned extracted calcination product is added and this is stirred and heated at 80°C for one hour. After deposition, the collected solution (11) is free of trivalent iron and can then be subjected to separation of copper and zinc. By adding 4.7 g of iron powder to this solution, 5.15 g of copper is extracted, i.e. a copper yield of 74% calculated on the starting mineral.
Oppløsningen, tilbake etter separeringen av kobber med og med pH omtrent 2, behandles med H^ S (12) som skriver seg fra omsetningen mellom en del av kalsineringsproduktet og svovelsyre. Man oppnår da 17,1 g ZnS som representerer en gjenvinning av sink på 86% regnet på utgangsmineralet. The solution, returned after the separation of copper with a pH of about 2, is treated with H^S (12) which results from the reaction between part of the calcination product and sulfuric acid. 17.1 g of ZnS is then obtained, which represents a recovery of zinc of 86% based on the starting mineral.
EKSEMPEL 2EXAMPLE 2
Operasjonene beskrevet i eks. 1 anvendes på et mineral inneholdende : The operations described in ex. 1 is applied to a mineral containing:
Fordelingen av jernforbindelsene tilskrives The distribution of the iron compounds is attributed
FeS250,3% FeS250.3%
FeS 15,4%FeS 15.4%
FeC0322,2% FeC0322.2%
Ved kalsineringen er 9% av det totale svovel blitt omdannet til S02 pga. nærvær av karbonat, og dette S02anvendes for fremstilling av svovelsyre. During the calcination, 9% of the total sulfur has been converted into SO2 due to presence of carbonate, and this SO2 is used for the production of sulfuric acid.
Hovedelen av denne syre anvendes i utlytingstrinet for det kalsinerte mineral og resten tjener til å danne f^S nødven-dig for utfelling av ZnS ved omsetning med en del av det kalsinerte mineral. The main part of this acid is used in the leaching step for the calcined mineral and the rest serves to form f^S necessary for the precipitation of ZnS by reaction with part of the calcined mineral.
Videre innføres svovel frigitt ved kalsineringen i suspensjonen av kalsinert mineral som innføres i autoklaven og tilsettes ikke toluenoppløsningen av svovel (5). Som resultat inneholder oppløsningen av produsert svovel bare 30 ppm arsen i forhold til svovel. Furthermore, sulfur released during the calcination is introduced into the suspension of calcined mineral which is introduced into the autoclave and is not added to the toluene solution of sulfur (5). As a result, the solution of produced sulfur contains only 30 ppm arsenic relative to sulfur.
I dette eksempel ble svovelet oppnådd med et utbytte på 82% i forhold til totalt svovelinnhold i mineralet. In this example, the sulfur was obtained with a yield of 82% in relation to the total sulfur content of the mineral.
EKSEMPEL 3EXAMPLE 3
Operasjonene i eks. 1 gjentas, men agglomeratet av svovel (5) behandles i (5) med 2500 ml perkloretylen i stedet for toluen. Resultatene er de samme som i eks. 1. The operations in ex. 1 is repeated, but the agglomerate of sulfur (5) is treated in (5) with 2500 ml of perchlorethylene instead of toluene. The results are the same as in ex. 1.
Claims (15)
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FR8605503A FR2597467B1 (en) | 1986-04-17 | 1986-04-17 | IMPROVEMENT IN THE EXTRACTION OF SULFUR FROM IRON ORES PROCESSED BY OXIDIZING LEACH |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO871608D0 NO871608D0 (en) | 1987-04-15 |
NO871608L true NO871608L (en) | 1987-10-19 |
Family
ID=9334328
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO871608A NO871608L (en) | 1986-04-17 | 1987-04-15 | PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM IRON MINERALS. |
Country Status (11)
Country | Link |
---|---|
AU (1) | AU7172687A (en) |
DE (1) | DE3713088A1 (en) |
ES (1) | ES2003253A6 (en) |
FI (1) | FI871715A (en) |
FR (1) | FR2597467B1 (en) |
GB (1) | GB2189235A (en) |
IT (1) | IT1203908B (en) |
MA (1) | MA20944A1 (en) |
NO (1) | NO871608L (en) |
PT (1) | PT84711B (en) |
SE (1) | SE8701602L (en) |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113774221A (en) * | 2021-07-29 | 2021-12-10 | 广东邦普循环科技有限公司 | Method for extracting valuable metals and sulfur elements by leaching low grade nickel matte |
Family Cites Families (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2898196A (en) * | 1953-10-22 | 1959-08-04 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method of treating pyrrhotitic mineral sulphides containing non-ferrous metal values for the recovery of said metal values and sulfur |
GB760624A (en) * | 1953-05-09 | 1956-11-07 | Chemical Construction Corp | Improved method for the treatment of mineral sulphide ores |
US3034864A (en) * | 1953-05-11 | 1962-05-15 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Sulfur recovery |
GB871646A (en) * | 1957-08-02 | 1961-06-28 | Sherritt Gordon Mines Ltd | An improved process for recovering noble metals from refractory minerals |
FR1318985A (en) * | 1961-04-04 | 1963-02-22 | Vetrocoke Societa Per Azioni | Process for removing arsenicals contained in sulfur |
US3440026A (en) * | 1966-10-06 | 1969-04-22 | Dubow Chem Corp | Solvent extraction of elemental sulphur from sulphur-bearing materials |
US3529957A (en) * | 1967-08-25 | 1970-09-22 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Production of elemental sulphur and iron from iron sulphides |
CA892480A (en) * | 1969-06-23 | 1972-02-08 | Illis Alexander | Concentration of non-ferrous minerals |
CA965962A (en) * | 1972-05-08 | 1975-04-15 | International Nickel Company Of Canada | Separation of nickel from copper |
-
1986
- 1986-04-17 FR FR8605503A patent/FR2597467B1/en not_active Expired
-
1987
- 1987-04-14 MA MA21182A patent/MA20944A1/en unknown
- 1987-04-15 IT IT20143/87A patent/IT1203908B/en active
- 1987-04-15 ES ES8701105A patent/ES2003253A6/en not_active Expired
- 1987-04-15 NO NO871608A patent/NO871608L/en unknown
- 1987-04-15 GB GB08709047A patent/GB2189235A/en not_active Withdrawn
- 1987-04-16 DE DE19873713088 patent/DE3713088A1/en not_active Withdrawn
- 1987-04-16 FI FI871715A patent/FI871715A/en not_active Application Discontinuation
- 1987-04-16 SE SE8701602A patent/SE8701602L/en not_active Application Discontinuation
- 1987-04-16 PT PT84711A patent/PT84711B/en unknown
- 1987-04-16 AU AU71726/87A patent/AU7172687A/en not_active Abandoned
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
ES2003253A6 (en) | 1988-10-16 |
AU7172687A (en) | 1987-10-22 |
FI871715A0 (en) | 1987-04-16 |
DE3713088A1 (en) | 1987-10-22 |
NO871608D0 (en) | 1987-04-15 |
FI871715A (en) | 1987-10-18 |
MA20944A1 (en) | 1987-12-31 |
SE8701602L (en) | 1987-10-18 |
GB8709047D0 (en) | 1987-05-20 |
FR2597467B1 (en) | 1988-07-29 |
IT1203908B (en) | 1989-02-23 |
GB2189235A (en) | 1987-10-21 |
PT84711B (en) | 1989-05-10 |
IT8720143A0 (en) | 1987-04-15 |
FR2597467A1 (en) | 1987-10-23 |
PT84711A (en) | 1987-05-01 |
SE8701602D0 (en) | 1987-04-16 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0451456B1 (en) | Hydrometallurgic method for processing raw materials containing zinc sulphide | |
US6696037B1 (en) | Method of recovering sulfur from minerals and other sulfur-containing compounds | |
US5078786A (en) | Process for recovering metal values from jarosite solids | |
CA1174860A (en) | Method of recovering gold from anode slimes | |
US3860419A (en) | Process for the recovery of molybdenum from roasted molybdenum concentrates | |
FI68864C (en) | FARING EQUIPMENT FILLING CONDITIONING FOR CHAINING METAL | |
AU698137B2 (en) | Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to sulfate from zinc sulfide co ntaining ores and concentrates | |
US5238662A (en) | Processes for recovering precious metals | |
AU2013204508B2 (en) | Method for leaching gold from gold ore containing pyrite | |
NO133764B (en) | ||
US4177067A (en) | Recovery of silver, copper and zinc from partially roasted pyrite concentrate by ferric sulphate leaching | |
AU2013204562B2 (en) | Method for leaching gold from gold ore containing pyrite | |
NO871608L (en) | PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM IRON MINERALS. | |
NO871607L (en) | PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM MINERALS. | |
NO871606L (en) | PROCEDURE FOR EXPLORING SULFUR FROM PYRITES. | |
JPH0527696B2 (en) | ||
AU2013100642A4 (en) | Method of pretreating gold ore | |
WO1988003912A1 (en) | Process for recovering metal values from ferrite wastes | |
WO2005007900A1 (en) | A process for upgrading an ore or concentrate | |
SU508551A1 (en) | The method of processing sulfide polymetallic materials | |
AU2004257302B2 (en) | A process for upgrading an ore or concentrate | |
CA2898986C (en) | Method of pretreating gold ore | |
AU620888B2 (en) | Recovery of high purity selenium from ores, scrubber sludges,anode slime deposits and scrap | |
RU2082781C1 (en) | Process for treating sulfide copper-zinc materials | |
SU1444380A1 (en) | Method of processing concentrates of magnetic pyrites of copper-nickel ores rich in them |