NO871609L

NO871609L - PROCEDURE FOR EXTRACTION OF SULFUR FROM PYRITES.

Info

Publication number: NO871609L
Application number: NO871609A
Authority: NO
Inventors: Didier Anglerot; Jean-Louis Detienne
Original assignee: Elf Aquitaine
Priority date: 1986-04-17
Filing date: 1987-04-15
Publication date: 1987-10-19
Also published as: NO871609D0; SE8701603L; DE3713089A1; PT84709A; SE8701603D0; FR2597465B1; GB2189236A; GB8709048D0; IT8720144A0; AU7172387A; FI871713A; FR2597465A1; ES2003255A6; MA20945A1; PT84709B; IT1203909B; FI871713A0

Description

Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for fremstilling av elementært svovel fra mineraler som inneholder jernsulfid, særlig pyritt og pyrrhotitt og fremgangsmåten omfatter en rekke kjemiske operasjoner med henblikk på frigivelse av svovel fra diise sulfider. Slike mineraler kan generelt inneholde andre mineraler, særlig forbindelser av Cu, Zn, Pb, Au, Ag, As, etc. og fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen vedrører fremstilling av disse elementer samtidig som utvinningen av svovel. The present invention relates to a method for the production of elemental sulfur from minerals containing iron sulphide, particularly pyrite and pyrrhotite, and the method comprises a number of chemical operations with a view to releasing sulfur from these sulphides. Such minerals can generally contain other minerals, especially compounds of Cu, Zn, Pb, Au, Ag, As, etc. and the method according to the invention relates to the production of these elements at the same time as the extraction of sulphur.

Ekstraksjon av svovel i elementær tilstand fra svovelholdige mineraler, og særlig fra pyritter, er kjent og har ført til et visst antall publikasjoner i løpet av de tre siste årtier. Extraction of elemental sulfur from sulfur-bearing minerals, and especially from pyrites, is known and has led to a certain number of publications during the last three decades.

Det vises i forbindelse med den tidligere kjente teknikk til US patentskrift. 2.898.197 som beskriver oksyderende utluting av mineraler inneholdende pyrrhotittsulfider og etterfølgende utvinning av frigitt svovel, så vel som ikke-jermetaller. Denne kjente teknikk er imidlertid ikke økonomisk eller praktisk gjennomførbar. Den oksyderende utluting fører praktisk til dannelse av en findelt faststoff-fase, inneholdende svovel i suspensjon i en flytende fase som inneholder ikke-jernmetaller i oppløsning og det er vanskelig å separere disse metaller fra det findelte faststoff pga. filtreringsvanskelig-heter. Videre krever utlutingen strenge arbeidsbetingelser idet blende og chalcopyritt er mye vanskeligere å oksydere enn pyrrhotitt. Det skal videre bemerkes at den oksyderende ut-luting generelt skal foregås av en kalsinering som krever energi, særlig når mineralet omfatter karbonater og andre forbindelser hvor spaltingen foregår endotermt. It is shown in connection with the previously known technique of US patent. 2,898,197 which describes the oxidative leaching of minerals containing pyrrhotite sulphides and the subsequent recovery of liberated sulphur, as well as non-ferrous metals. However, this known technique is not economically or practically feasible. The oxidizing leaching practically leads to the formation of a finely divided solid phase, containing sulfur in suspension in a liquid phase containing non-ferrous metals in solution and it is difficult to separate these metals from the finely divided solid due to filtering difficulties. Furthermore, the leaching requires strict working conditions, as blende and chalcopyrite are much more difficult to oxidize than pyrrhotite. It should also be noted that the oxidizing leaching must generally be preceded by a calcination which requires energy, particularly when the mineral comprises carbonates and other compounds where the cleavage takes place endothermicly.

Den foreliggende oppfinnelse avhjelper de nevnte ulemper og fører til en markert forbedring ved gjennomføring av svovelut-vinning og ikke-jernelementer. Fremgangsmåten medfører en rekke operasjoner som tillater å gjennomføre utvinningen på en mye lettere måte enn tidligere og med bedre utbytter. Fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen kan anvendes for forskjellige mineraler inneholdende i første rekke jernsulfider av typen pyritt FeS2og/eller pyrrhotitt (FeS), som kan inneholde forskjellige andre mineraler som angitt i det foregående. Generelt inneholder mineralet 30 - 4 7% Fe, 30 - 53% S og kan inneholde variable mengder av andre elementer. The present invention remedies the aforementioned disadvantages and leads to a marked improvement when carrying out sulfur extraction and non-ferrous elements. The procedure involves a series of operations that allow the extraction to be carried out in a much easier way than before and with better yields. The method according to the invention can be used for various minerals containing primarily iron sulphides 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.

Oppfinnelsen tillater oppnåelse av et pyritt uten forbindelser som krever energi ved kalsineringen, særlig uten karbonater. Oppfinnelsen gjør det mulig med anvendelse av mildere betingelser ved den oksyderende utluting og fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen krever ikke lenger en behandling av en vandig oppløsning etter utlutingen og unødvendiggjør således mer eller mindre vanskelige filtreringer. The invention allows obtaining a pyrite without compounds that require energy during the calcination, in particular without carbonates. The invention makes it possible to use milder conditions for the oxidizing leaching and the method according to the invention no longer requires a treatment of an aqueous solution after the leaching and thus makes more or less difficult filtrations unnecessary.

Fremgangsmåten i henhold til den foreliggende oppfinnelse be-står i å danne elementært svovel fra et jernsulfidholdig mineral ved oksyderende utluting, deretter ekstraheres det dannede svovel ved hjelp av et organisk løsningsmiddel og fremgangsmåten erkarakterisert vedat utlutingen foretas etter oppkonsentrering av jernsulfidene ved flotasjon. The method according to the present invention consists in forming elemental sulfur from an iron sulphide-containing mineral by oxidizing leaching, then the formed sulfur is extracted with the help of an organic solvent and the method is characterized by the leaching being carried out after concentration of the iron sulphides by flotation.

I det praktiske tilfellet, hvor jernsulfidene er fulgt av sulfider av Cu, Pb, Zn, foretas således først separering av sulfidene av disse tunge ikke-jernmetaller ved flotasjon og deretter gråberget for isolering av et konsentrat av jernsulfider, og det således oppnådde konsentrat av jernsulfid underkastes oksyderende utluting. Når dette konsentrat omfatter pyritt FeS£ved siden av pyrrhotitt FeS, anbefales det å underkaste konsentratet en termisk behandling som tillater frigivelse av svovel hvor svoveldampene kondenseres og gjenvinnes, mens det derved kalsinerte mineral underkastes utluting. Man ser at fremgangsmåten i henhold til oppfinnelsen fører til en markert forbedring av utlutingsoperasjonen, idet denne kan gjennomføres med et konsentrat som ikke lenger inneholder vanskelig nyttbare materialer eller sulfider som vanskelig lar seg utlute, som sulfider av Cu og Zn. In the practical case, where the iron sulphides are followed by sulphides of Cu, Pb, Zn, the sulphides of these heavy non-ferrous metals are thus first separated by flotation and then the gray rock for isolation of a concentrate of iron sulphides, and the thus obtained concentrate of iron sulphide subjected to oxidizing leaching. When this concentrate comprises pyrite FeS£ next to pyrrhotite FeS, it is recommended to subject the concentrate to a thermal treatment which allows the release of sulphur, where the sulfur vapors are condensed and recovered, while the calcined mineral is thereby subjected to leaching. It can be seen that the method according to the invention leads to a marked improvement of the leaching operation, as this can be carried out with a concentrate that no longer contains difficult-to-use materials or sulfides that are difficult to leach, such as sulfides of Cu and Zn.

Den ovennevnte termiske behandling gjennomføres generelt mellom 600 og 800°C, foretrukket opp mot 750°C, i ikke-oksyderende atmosfære for gjennomføring av reaksjonen FeS2 *FeS + 1/2 S2The above thermal treatment is generally carried out between 600 and 800°C, preferably up to 750°C, in a non-oxidizing atmosphere to carry out the reaction FeS2 *FeS + 1/2 S2

Med hensyn til den forutgående flotasjon gjennomføres denne på i og for seg kjent måte, dvs. med en pulp inneholdende generelt 20 - 25% mineral i form av fint pulver med partikkelstørr-else 10 - 200^, foretrukket 20 - 100^u, i nærvær av 50 - With regard to the previous flotation, this is carried out in a manner known per se, i.e. with a pulp containing generally 20 - 25% mineral in the form of fine powder with a particle size of 10 - 200 µm, preferably 20 - 100 µm, in presence of 50 -

200 g skummiddel pr. tonn mineral og tilsvarende kol lektor. Man kan anvende de forskjellige skummidler som er kjent på områd-et, f.eks. metylisobutylkarbinol ("MIBC"), 4-metyl-pentanol-2, metyletere av propylenglycol, forskjellige terpener, kreosot etc. Som kollektorer kan man anvnede f.eks. xantat av typen ROCSSNa, et ditiofosfat (R02)PSSNa, monotiokarbamat RHN-CS-OR, merkaptaner RSH, polysulfider R<1>SR', salter av tiosyrer som R'SCH2CH2COOH eller tioamider, hvor R foretrukket er • C2 til Cg alkyl og R' C&til C^ Q alkyl. Når mineralet omfatter sinksulfinder inneholder pulpen også en passende mengde av flegmatiseringsmidler og aktiveringsmidler vanlige for disse sulfider. Flotasjonen gjennomføres slik at separeringen av sulfidene av de tunge ikke-jernmetaller (i første rekke Cu og Zn) blir så god som mulig fra pyritt og pyrrhotitt, dvs. jernsulfidene. De sistnevnte, som separeres ved flotasjon fra deres gråberg, underkastes den ovennevnte kalsinering når deres andel av pyritt FeS2 er høy, hvoretter man foretar utlutingen. 200 g of foaming agent per tonnes of mineral and corresponding collector. You can use the various foaming agents that are known in the area, e.g. methyl isobutyl carbinol ("MIBC"), 4-methyl-pentanol-2, methyl ethers of propylene glycol, various terpenes, creosote etc. As collectors one can use e.g. xanthate of the type ROCSSNa, a dithiophosphate (R02)PSSNa, monothiocarbamate RHN-CS-OR, mercaptans RSH, polysulfides R<1>SR', salts of thioacids such as R'SCH2CH2COOH or thioamides, where R is preferably • C2 to Cg alkyl and R' C& to C^ Q alkyl. When the mineral comprises zinc sulphides, the pulp also contains a suitable amount of phlegmatizing agents and activators common to these sulphides. The flotation is carried out so that the separation of the sulphides of the heavy non-ferrous metals (primarily Cu and Zn) is as good as possible from pyrite and pyrrhotite, i.e. the iron sulphides. The latter, which are separated by flotation from their gray rock, are subjected to the above-mentioned calcination when their proportion of pyrite FeS2 is high, after which the leaching is carried out.

Den oksyderende utluting gjennomføres ved oppvarming i autoklav generelt mellom 100 og 120°C, med 1 pulp som utgjøres av en del mineralkonsentrat og 1 - 2 deler vann, og særlig 1 - 1,3 deler surgjort vann. Foretrukket er surheten i vannet, uttrykt som ekvivalenter syre, 0,7 - 1,5 ekvivalenter pr. liter, eller bedre 0,9 - 1,1 ekvivalenter liter. Luft inji-seres i autoklaven under et trykk på omtrent 1 til 15 bar i stedet for 5 til 30 bar som er nødvendig hvis man ikke på for-hånd separerer ikke-jernmetallsulfidmineralene. Etter 2-6 timers utluting avkjøles innholdet i autoklaven til under 100°C og pulpen blandes med et organisk løsningsmiddel for svovel. The oxidizing leaching is carried out by heating in an autoclave generally between 100 and 120°C, with 1 pulp consisting of one part mineral concentrate and 1 - 2 parts water, and in particular 1 - 1.3 parts acidified water. Preferred is the acidity of the water, expressed as acid equivalents, 0.7 - 1.5 equivalents per litres, or better 0.9 - 1.1 liter equivalents. Air is injected into the autoclave at a pressure of approximately 1 to 15 bar instead of the 5 to 30 bar required if the non-ferrous sulfide minerals are not separated beforehand. After 2-6 hours of leaching, the contents of the autoclave are cooled to below 100°C and the pulp is mixed with an organic solvent for sulphur.

De løsningsmidler som anvendes for dette kan f.eks. være benzen, toluen, etylbenzen, xylen, etc. The solvents used for this can e.g. be benzene, toluene, ethylbenzene, xylene, etc.

Etter oppløsningen av svovelet ved nær kokepunktet for løs-ningsmidlet separeres den organiske løsning, ved enkel av-setnig, fra den vandige suspensjon av ikke-ekstraherbare fast-stoffer. Det er fordelaktig å føre svoveloppløsningen over kalk i en passende kolonne for å absorbere tilstedeværende arsen. Man kan også fjerne arsenet tilstede i svoveloppløs-ningen ved å føre oppløsningen gjennom et lag av et adsorp-sjonsmiddel som silika, leire eller aluminiumoksyd som kan re-genereres ved eluering ved hjelp av en oppløsning av natrium-hydroksyd eller også vaske oppløsnigen av svovel ved hjelp av . en vandig alkalisk løsning som f.eks. kalkmelk eller fortynnet natriumhydroksydløsning eller ammoniakk. After the dissolution of the sulfur at close to the boiling point of the solvent, the organic solution is separated, by simple settling, from the aqueous suspension of non-extractable solids. It is advantageous to pass the sulfur solution over lime in a suitable column to absorb the arsenic present. You can also remove the arsenic present in the sulfur solution by passing the solution through a layer of an adsorptive agent such as silica, clay or aluminum oxide which can be regenerated by elution using a solution of sodium hydroxide or also by washing the solution of sulphur. using . an aqueous alkaline solution such as milk of lime or dilute sodium hydroxide solution or ammonia.

Avkjølingen av denne oppløsning frembringer krystallisasjon av svovelet som kan separeres ved avsuging på filter, idet løs-ningsmidlet anvendes på nytt for en ny ekstraksjon. The cooling of this solution produces crystallization of the sulphur, which can be separated by suction on a filter, the solvent being used again for a new extraction.

Innenfor rammen for den foreliggende oppfinnelse er det mulig å utvinne gull og sølv som kan befinne seg i det behandlende mineral. For dette passer det å nøytralisere de faste rest-bestanddeler og underkaste disse for en syanidbehandling for oppløsning av Au og Ag som deretter utvinnes fra sin oppløs-ning av alkalimetallcyanid på kjent måte. Within the scope of the present invention, it is possible to extract gold and silver which may be present in the treating mineral. For this, it is suitable to neutralize the solid residual constituents and subject them to a cyanide treatment to dissolve Au and Ag, which are then recovered from their solution of alkali metal cyanide in a known manner.

Ved en utførelseform blir det elementære svovel inneholdt i pulpen fra den oksyderende utluting smeltet og overført i form av agglomerater som separeres fra pulpen, hvoretter disse agglomerater oppløses i et organisk løsningsmiddel for svovel mens pulpen befridd for svovel behandles for ekstraksjon av de edelmetaller som den kan inneholde. In one embodiment, the elemental sulfur contained in the pulp from the oxidizing leach is melted and transferred in the form of agglomerates which are separated from the pulp, after which these agglomerates are dissolved in an organic solvent for sulfur while the pulp freed from sulfur is treated for the extraction of the precious metals that it can contain.

Operasjonen med smelting og agglomerering av det flytende svovel som oppnås ved denne smelting gjennomføres foretrukket opp mot 130°C, under omrøring slik at svovelet danner granuler med diamenter omtrent 0,3 - 3 mm, best omtrent 1 mm. Etter avkjøling til under 120°C av disse faste granuler, kan de separeres fra pulpen fra utlutningen ved enkel sikting, idet faststoffene i pulpen generelt har en kornstørrelse under lOO^u. The operation of melting and agglomeration of the liquid sulfur obtained by this melting is preferably carried out up to 130°C, with stirring so that the sulfur forms granules with diamonds approximately 0.3 - 3 mm, best approximately 1 mm. After cooling to below 120°C of these solid granules, they can be separated from the pulp from the leachate by simple sieving, as the solids in the pulp generally have a grain size below lOO^u.

Svovelgranulene separert på denne måte utgjøres generelt av 60 - 80% S, idet resten utgjøres fremfor alt av mineraler som The sulfur granules separated in this way are generally made up of 60 - 80% S, with the rest made up above all of minerals which

ikke er angrepet under utlutingen. Disse materialrester separeres lett fra den organiske oppløsning av svovel og kan re-sirkuleres til utgangsmaterialet, dvs. til utlutinge. is not attacked during the leaching. These material residues are easily separated from the organic solution of sulfur and can be re-circulated to the starting material, i.e. to leaching.

Det er av interesse å bemerke at ved fremgangsmåten i henhold til den foreliggende oppfinnelse blir størstedelen av pulpen . fra utlutingen, som inneholder gråberg med goetitt fra angrepet av FeS, ikke fuktet av det smeltede svovel og separeres lett. Det er da lite eller meget lite goetitt i kontakt med det organiske løsningsmiddel ved oppløsningstrinnet for det granulerte svovel og dette fører til en betraktelig reduksjon av tap av løsningsmiddel ved absorpsjon i goetitten. It is of interest to note that in the method according to the present invention the majority of the pulp becomes . from the leach, which contains gray rock with goethite from the attack of FeS, not wetted by the molten sulfur and easily separated. There is then little or very little goethite in contact with the organic solvent during the dissolution step for the granulated sulphur, and this leads to a considerable reduction of loss of solvent by absorption in the goethite.

Utvinning av svovelet fra sin oppløsning i det organiske løs-ningsmiddel så vel som ekstraksjon av edelmetallene inneholdt i pulpen oppnådd etter separeringen av svovelet kan gjennom-føres som angitt i det foregående. Extraction of the sulfur from its solution in the organic solvent as well as extraction of the precious metals contained in the pulp obtained after the separation of the sulfur can be carried out as stated above.

Følgende eksempel illustrerer oppfinnelsen.The following example illustrates the invention.

Man behandler et mineral med følgende sammensetning.A mineral with the following composition is treated.

Etter en finmaling ti pulver hvor 80% har dimmensjoner som ikke overstiger 35^um, fremstilles en dispersjon i vann av 24% av dette pulver hvoretter man går frem med tre suksessive flotasjoner for henholdsvis kobbersulfid, sinksulfid og ende-lig jernsulfider, ved å regulere pH ved hjelp av kalk til en verdi mellom 10 og 11 under anvendelse av 400 g av et tiono-karbamat, 150 g kaliumamylxantat, 100 g "Flotol B" (terpen) og 500 g kobbersulfat pr. tonn mineral. After a fine grinding of ten powders, where 80% have dimensions that do not exceed 35 µm, a dispersion in water of 24% of this powder is prepared, after which three successive flotations are carried out for respectively copper sulphide, zinc sulphide and finally iron sulphides, by regulating pH by means of lime to a value between 10 and 11 using 400 g of a thiono-carbamate, 150 g of potassium amyl xanthate, 100 g of "Flotol B" (terpene) and 500 g of copper sulfate per tons of mineral.

De tre fraksjoner av flotert mineral oppnådd på denne måte utgjøres på interessante konsentrater og det blir tilbake en rest hovedsakelig bestående av silikater og jernkarbonat som kastes. The three fractions of floated mineral obtained in this way are made up of interesting concentrates and there remains a residue mainly consisting of silicates and iron carbonate which is discarded.

For 1000 kg inngående mineral oppnås:For 1000 kg of mineral content, the following is achieved:

19,3 kg kobberkonsentrat med 20% kobber19.3 kg copper concentrate with 20% copper

12,2 kg sinkkonsentrat med 50% sink12.2 kg zinc concentrate with 50% zinc

573 kg konsentrat av jernsulfid med 48% svovel, og 395,5 kg ikke nyttbart material. 573 kg of iron sulphide concentrate with 48% sulphur, and 395.5 kg of unusable material.

Konsentratet av jernsulfid underkastes deretter en termisk behandling under nøytral atmosfære ved 750°C i 20 minutter. Fra avgitte damper isoleres 119 kg svovel og 180 g arsen. The concentrate of iron sulphide is then subjected to a thermal treatment under a neutral atmosphere at 750°C for 20 minutes. 119 kg of sulfur and 180 g of arsenic are isolated from the emitted vapours.

Faststoffet anbringes deretter i en autoklav hvor det også innføres 650 kg vann, dvs. 1,13 ganger vekten av det tredje konsentrat og 35 kg svovelsyre. Blandingen bringes til reaksjon i 3 timer ved 110°C under et lufttrykk tilsvarende 2 bar oksygen. Dette trykk er tilstrekkelig, mens det kreves mer en 5 bar hvis man behandler utgangsmaterialet uten foregående separering av Cu og Zn. Hele blandingen avkjøles til 95°C. Pulpen blandes med 600 liter toluen (519 kg) ved 95°C. Etter total oppløsning av svovelet separeres ved av-setning den varme oppløsning av svovel i toluen fra den vandige suspensjon av ikke-ekstraherbart faststoff. The solid is then placed in an autoclave where 650 kg of water are also introduced, i.e. 1.13 times the weight of the third concentrate and 35 kg of sulfuric acid. The mixture is reacted for 3 hours at 110°C under an air pressure corresponding to 2 bar oxygen. This pressure is sufficient, while more than 5 bar is required if the starting material is treated without prior separation of Cu and Zn. The entire mixture is cooled to 95°C. The pulp is mixed with 600 liters of toluene (519 kg) at 95°C. After total dissolution of the sulphur, the hot solution of sulfur in toluene is separated from the aqueous suspension of non-extractable solids by settling.

Til den varme oppløsning tilsettes de 119 kg svovel fra den termiske spaltning, temperaturen holdes mellom 95 og 100°C The 119 kg of sulfur from the thermal decomposition is added to the hot solution, the temperature is kept between 95 and 100°C

og denne oppløsning føres deretter gjennom en kolonne fylt med kalk som kvantitativt fikserer arsenet. Oppløsningen avkjøles til 50°C og krystallisert svovel separeres med en enkel avsuging på filter mens toluenet separert på denne måte, anvendes på nytt. Faststoffene i den vandige suspensjon nøytra-liseres til pH 10 med kalk og blandes med 400 liter av en vandig oppløsning av 3 g/NaCN. Man gjenvinner fra cyanidopp-løsningen 84% av gullet og 34,5% av sølvet tilstede i faststoffene . and this solution is then passed through a column filled with lime which quantitatively fixes the arsenic. The solution is cooled to 50°C and crystallized sulfur is separated with a simple suction on a filter, while the toluene separated in this way is reused. The solids in the aqueous suspension are neutralized to pH 10 with lime and mixed with 400 liters of an aqueous solution of 3 g/NaCN. 84% of the gold and 34.5% of the silver present in the solids are recovered from the cyanide dopp solution.

Restene, etter separering av væsken, behandles med peroksyd-holdig vann for å fjerne cyanidionene og kastes deretter. The residues, after separation of the liquid, are treated with peroxide-containing water to remove the cyanide ions and then discarded.

Utbyttet av svovel representerer 91,8% av det totale svovel-innhold i jernsulfidkonsentratet. The yield of sulfur represents 91.8% of the total sulfur content in the iron sulphide concentrate.

Claims

1. Process for extracting sulfur from pyrite minerals by oxidative leaching of powdered mineral followed by an extraction using an organic solvent, characterized in that the leaching is carried out after separation of non-ferrous metal sulphides, by flotation.

2. Method as stated in claim 1, characterized in that the pulverized starting material is first subjected to flotation of copper sulphides in order to separate a copper concentrate.

3. Method as specified in claim 1 or no. 2, characterized in that after the separation of the concentrate of Cu, the residual pulp is subjected to flotation of lead sulphide compounds that are present for the separation of a concentrate of lead, after which the residue is subjected to zinc flotation stilfide compounds for the separation of a zinc concentrate.

4. Method as stated in claims 1-3, characterized in that after the separation of the concentrate of Zn, the residual pulp is subjected to flotation of iron sulphides to separate an iron concentrate from unusable residues.

5. Method as stated in claim 1 or 4, characterized in that after the leaching of the concentrate of iron, this is subjected to a thermal non-oxidizing treatment, preferably between 600 and 800°C, with extraction of volatile sulphur.

6. Method as stated in claim 4 or 5, characterized in that the iron concentrate, as it is or calcined, is subjected to oxidizing leaching in a mixture with acidified water at a temperature between 100 and 120°C under air pressure 1-15 bar.

7. Method as stated in claim 6, characterized in that the pulp from the leaching is mixed hot with an organic solvent capable of dissolving sulphur, after which the sulfur is recovered by cooling from its solution in the solvent.

8. Method as stated in claim 6, characterized in that the elemental sulfur contained in the pulp from the leaching is melted and brought into the form of agglomerates that are separated from the pulp and that the agglomerate of sulfur is dissolved in the heat in an organic solvent for sulfur, after which the sulfur is extracted by cooling from the solution in the solvent.

9. • Method as stated in claim 7 or 8, characterized in that the organic solution of sulfur is treated with lime to absorb the arsenic •present in the sulphur.

10. Method as stated in claim 7 or 8, characterized in that the solids contained in the pulp which has been made low in sulfur are subjected to cyanide treatment to extract gold and silver.