RU2037542C1

RU2037542C1 - Pyrrhotine concentrates processing method

Info

Publication number: RU2037542C1
Application number: SU925028995A
Authority: RU
Inventors: В.А. Конев; М.М. Корженевская
Original assignee: Конев Вячеслав Александрович
Priority date: 1992-02-06
Filing date: 1992-02-06
Publication date: 1995-06-19

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: processing of pyrrhotine concentrates is exercised by lixiviation of iron by solution of sulfur acid under temperature of 80 90 C. In the case lixiviation is exercised in presence of sulfide or hydrosulfide of alkaline or alkaline-earth metal. EFFECT: pirrhotine concentrates processing method is used in nonferrous metallurgy. 5 tbl

Description

Изобретение относится к цветной металлургии, к гидрометаллургической переработке пирротинсодержащих концентратов путем химического разложения пирротина, может быть использовано также в химической промышленности при производстве сероводорода, сульфидов или гидросульфидов металлов. The invention relates to non-ferrous metallurgy, to hydrometallurgical processing of pyrrhotite-containing concentrates by chemical decomposition of pyrrhotite, can also be used in the chemical industry in the production of hydrogen sulfide, metal sulfides or hydrosulfides.

Известен способ переработки пирротина на сульфат железа и элементарную серу путем сернокислотного выщелачивания при нагревании в присутствии органических растворителей, экстрагирующих выделяющуюся серу (авт. св. N 1303554, кл. С 01 В 49/14, 1987). A known method of processing pyrrhotite to iron sulfate and elemental sulfur by sulfuric acid leaching when heated in the presence of organic solvents extracting the released sulfur (ed. St. N 1303554, CL 01 49/14, 1987).

Недостаток этого способа низкая скорость разложения пирротина: за 120 мин степень выщелачивания составляет всего 23%
Известен способ получения сероводорода, включающий кислотное выщелачивание ферросульфидных продуктов при нагревании в присутствии металлической добавки алюминия в количестве 0,007-0,1 кг на 1 г железа в ферросульфидном продукте при поддержании в растворе пульпы отношения двухвалентного железа к трехвалентному не ниже 52-60 (авт.св N 1181993, кл. С 01 В 17/16, 1985).The disadvantage of this method is the low decomposition rate of pyrrhotite: in 120 minutes the leaching rate is only 23%
A known method for producing hydrogen sulfide, including acid leaching of ferrosulfide products when heated in the presence of a metal additive of aluminum in an amount of 0.007-0.1 kg per 1 g of iron in a ferrosulfide product while maintaining the ratio of ferrous to ferric in the pulp solution is not lower than 52-60 (ed. St. N 1181993, class C 01 B 17/16, 1985).

Недостатки этого способа следующие: длительность процесса выщелачивания (3 ч) и необходимость расходовать металлический алюминий в количестве до 100 кг на тонну исходного продукта. The disadvantages of this method are as follows: the duration of the leaching process (3 hours) and the need to expend metallic aluminum in an amount of up to 100 kg per ton of the original product.

Прототипом изобретения служит способ переработки пирротиновых концентратов, включающий выщелачивание железа раствором серной кислоты при 80-90^о С, при этом в пульпу вводят сероводород до начала выделения сероводорода при разложении обрабатываемого концентрата.The prototype of the invention provides a method for processing pyrrhotite concentrates comprising iron leaching with sulfuric acid at 80-90 ^{° C,} with hydrogen sulphide is introduced into the slurry prior to separation of hydrogen sulfide by the decomposition of the treated concentrate.

Техническим результатом изобретения является сокращение времени, необходимого для выщелачивания. The technical result of the invention is to reduce the time required for leaching.

Это достигается тем, что в процессе выщелачивания пирротина в пульпу вводят сульфид или гидросульфид щелочного или щелочноземельного металла. This is achieved by the fact that in the process of leaching pyrrhotite, sulfide or hydrosulfide of an alkali or alkaline earth metal is introduced into the pulp.

Преимущества введения в пульпу сульфидных и гидросульфидных ионов перед введением молекул сероводорода состоит в том, что указанные ионы являются более сильными донорами электронов и лучше растворяются в воде. The advantage of introducing sulfide and hydrosulfide ions into the pulp over introducing hydrogen sulfide molecules is that these ions are stronger electron donors and are more soluble in water.

Сочетание известного признака (выщелачивание серной кислотой) с новым (введение сульфида или гидросульфида щелочного или щелочноземельного металла) не требует избыточного давления сероводорода в начале процесса (как в прототипе), что в соответствии с принципом Ле-Шателье и приводит к повышению скорости процесса, иначе снижению времени, необходимого для проведения выщелачивания. The combination of the known feature (leaching with sulfuric acid) with the new one (introduction of sulfide or hydrosulfide of an alkali or alkaline earth metal) does not require excessive pressure of hydrogen sulfide at the beginning of the process (as in the prototype), which, in accordance with the Le Chatelier principle, leads to an increase in the speed of the process, otherwise reducing the time required for leaching.

П р и м е р 1. Никелевый концентрат, содержащий 8,7% никеля, 4,6% меди и 48,2% железа при Т:Ж 1:7, перемешивали с сульфидом натрия, введенном в количестве 10 кг на тонну твердого, нагревали до 80^о С и постепенно при перемешивании вводили 200 г/л серной кислоты. Через определенное время, указанное в табл. 1, перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу.EXAMPLE 1. A nickel concentrate containing 8.7% nickel, 4.6% copper and 48.2% iron at T: W 1: 7 was mixed with sodium sulfide introduced in an amount of 10 kg per ton of solid , heated to 80 ^about C and gradually with stirring was introduced 200 g / l of sulfuric acid. After a certain time, indicated in the table. 1, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis.

Из данных табл.1, видно, что выщелачивание пирротина из никелевого концентрата по предлагаемому способу заканчивается за 30 мин (достигается постоянство выхода кека и содержания в нем никеля и меди), в то время как согласно прототипу время выщелачивания составляет 120 мин. From the data of table 1, it can be seen that the leaching of pyrrhotite from nickel concentrate by the proposed method ends in 30 minutes (a constant yield of cake and the content of nickel and copper in it are achieved), while according to the prototype, the leaching time is 120 minutes.

П р и м е р 2. Коллективный медно-никелевый концентрат, содержащий 5,54% никеля, 2,78% меди и 25,13% железа при Т:Ж1:4 и температуре 80^о С, перемешивали с сульфидом натрия, введенным в количестве 15 кг на тонну твердого, и постепенно при перемешивании приливали 200 г/л серной кислоты. Через определенное время, указанное в табл.2, перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты опытов выщелачивания пирротина из коллективного концентрата в течение различного времени указаны в табл.2.PRI me R 2. Collective copper-Nickel concentrate containing 5.54% of Nickel, 2.78% of copper and 25.13% of iron at T: W1: 4 and a temperature of 80 ^about C, was mixed with sodium sulfide introduced in the amount of 15 kg per tonne of solid, and 200 g / l of sulfuric acid were gradually poured with stirring. After a certain time indicated in Table 2, the stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The results of the experiments of leaching pyrrhotite from a collective concentrate for various times are shown in Table 2.

В данном случае процесс разложения пирротина по предлагаемому способу заканчивается за 15 мин, о чем свидетельствует постоянство выхода кека. Таким образом предлагаемый способ позволяет ускорить технологический процесс в 4-8 раз по сравнению с прототипом. In this case, the decomposition of pyrrhotite according to the proposed method ends in 15 minutes, as evidenced by the constancy of the yield of cake. Thus, the proposed method allows to accelerate the process by 4-8 times in comparison with the prototype.

П р и м е р 3. Тяжелую фракцию, полученную при обогащении медно-никелевой руды в тяжелой суспензии, содержащую 3,35% никеля и 3,36% меди, при Т:Ж 1: 7 и температуре 80^о С, перемешивали в сульфидом натрия, введенном в количестве 30 кг/т, и постепенно при перемешивании вводили различное количество серной кислоты. Через 15 мин перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты опытов выщелачивания пирротина из тяжелой фракции, полученной при обогащении медно-никелевой руды, представлены в табл.3.PRI me R 3. The heavy fraction obtained by enrichment of copper-Nickel ore in a heavy suspension containing 3.35% Nickel and 3.36% copper, at T: W 1: 7 and a temperature of 80 ^about C, was mixed in sodium sulfide, introduced in an amount of 30 kg / t, and gradually, with stirring, various amounts of sulfuric acid were introduced. After 15 minutes, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The results of experiments on the leaching of pyrrhotite from the heavy fraction obtained from the enrichment of copper-nickel ore are presented in Table 3.

Из данных таблицы следует, что предлагаемый способ эффективен и для переработки тяжелой фракции медно-никелевых руд. From the table it follows that the proposed method is effective for processing a heavy fraction of copper-nickel ores.

П р и м е р 4. Лежалый никелевый концентрат, содержащий 8,7 никеля, 4,6 меди и 48,2% железа при Т:Ж 1:7, перемешивали с сульфидом натрия, введенным в количестве 20 кг/т твердого, нагревали до 80^о С и постепенно пари перемешивании вводили 300 г/л серной кислоты. Через 30 мин перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Были проведены аналогичные опыты при различных температурах. Результаты приведены в таблице 4.PRI me R 4. A stagnant nickel concentrate containing 8.7 Nickel, 4.6 copper and 48.2% iron at T: W 1: 7, was mixed with sodium sulfide introduced in an amount of 20 kg / t solid, heated to 80 ^° C and gradually 300 g / l sulfuric acid was introduced by stirring with a batch. After 30 minutes, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. Similar experiments were carried out at various temperatures. The results are shown in table 4.

В случае переработки лежалых концентратов требуется увеличение расхода сульфида натрия по сравнению с переработкой свежих концентратов. In the case of the processing of stale concentrates, an increase in the consumption of sodium sulfide is required in comparison with the processing of fresh concentrates.

П р и м е р 5. Свежий никелевый концентрат, содержащий 8-9% никеля, около 4,5% меди и 48% железа, перемешивали с сульфидом натрия, введенным в количествe 5 кг/т твердого в пульпу с отношением жидкого к твердому 7, пульпу нагревали до 80^о С и постепенно при перемешивании вводили 200 г/л серной кислоты. Через 15 мин после начала подачи кислоты перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты выщелачивания приводятся в табл.5.PRI me R 5. Fresh Nickel concentrate containing 8-9% Nickel, about 4.5% copper and 48% iron, was mixed with sodium sulfide introduced in an amount of 5 kg / t solid in the pulp with a ratio of liquid to solid 7, the pulp was heated to ⁸⁰ ° C and introduced gradually with stirring to 200 g / l sulfuric acid. 15 minutes after the start of the acid supply, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The leaching results are given in table 5.

П р и м е р 6. Тот же никелевый концентрат перемешивали с сульфидом натрия, введенным в количестве 10 кг/т при Ж:Т7, пульпу нагревают до 80^о С и постепенно при перемешивании приливали 300 г/л серной кислоты. Через 30 мин после начала подачи кислоты перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты выщелачивания приводятся в табл.5.EXAMPLE EXAMPLE 6 The same nickel concentrate was stirred with sodium sulphide, introduced in an amount of 10 kg / t F: T7, the pulp was heated to ⁸⁰ ° C and poured slowly under stirring to 300 g / l sulfuric acid. 30 minutes after the start of the acid supply, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The leaching results are given in table 5.

П р и м е р 7. Пульпу никелевого концентрата при Ж:Т 7 перемешивали с 10 кг/т гидросульфида кальция. Затем пульпу нагревали до 80^о С и при перемешивании постепенно приливали серную кислоту в количестве 200 г/л. Через 15 мин после начала введения кислоты перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты выщелачивания приводятся в табл.5.PRI me R 7. The pulp of the Nickel concentrate at W: T 7 was mixed with 10 kg / t of calcium hydrosulfide. The pulp is then heated to ⁸⁰ ° C and poured slowly under stirring in sulfuric acid 200 g / l. 15 minutes after the start of acid administration, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The leaching results are given in table 5.

П р и м е р 8. Пульпу никелевого концентрата при Ж:Т 7 перемешивали с 10 кг/т гидросульфида натрия. Затем нагревали до 80^о С и при перемешивании постепенно приливали серную кислоту в количестве 200 г/л. Через 15 мин после начала введения кислоты перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты выщелачивания приводятся в табл.5.PRI me R 8. The pulp of the Nickel concentrate at W: T 7 was mixed with 10 kg / t of sodium hydrosulfide. Then heated to ⁸⁰ ° C and poured slowly under stirring in sulfuric acid 200 g / l. 15 minutes after the start of acid administration, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The leaching results are given in table 5.

П р и м е р 9. Пульпу никелевого концентрата при Ж:Т 7 перемешивали с 5 кг/т сульфида кальция. Затем пульпу нагревали до 80^о С и при перемешивании постепенно приливали серную кислоту в количестве 200 г/л. Через 15 мин после начала введения кислоты перемешивание прекращали, пульпу отфильтровывали, а кек высушивали и подвергали химическому анализу. Результаты выщелачивания приводятcя в табл.5.PRI me R 9. The pulp of the Nickel concentrate at W: T 7 was mixed with 5 kg / t of calcium sulfide. The pulp is then heated to ⁸⁰ ° C and poured slowly under stirring in sulfuric acid 200 g / l. 15 minutes after the start of acid administration, stirring was stopped, the pulp was filtered off, and the cake was dried and subjected to chemical analysis. The leaching results are given in table 5.

Для сравнения в табл.5 приводятся результаты выщелачивания того же никелевого концентрата по способу-прототипу, согласно которому пульпу при Ж:Т 7 предварительно насыщают сероводородом (15-20 мин), а затем выщелачивают серной кислотой в количестве 200 г/л в течение двух часов. For comparison, table 5 shows the results of leaching the same nickel concentrate according to the prototype method, according to which the pulp at W: T 7 is pre-saturated with hydrogen sulfide (15-20 min), and then leached with sulfuric acid in an amount of 200 g / l for two hours.

Из данных табл.5 видно, что результаты обогащения кека никелем и медью по предлагаемому способу и прототипу примерно одинаковы. Однако, если по способу-прототипу процесс длится 120 мин, то по предлагаемому способу 15-20 мин, что снижает затраты на выщелачивание. From the data of table 5 shows that the results of enrichment of cake with nickel and copper according to the proposed method and prototype are approximately the same. However, if by the prototype method the process lasts 120 minutes, then by the proposed method 15-20 minutes, which reduces the cost of leaching.

В табл.6-8 приводятся примеры, иллюстрирующие влияние последовательности введения реагентов, температуры и введения различных сульфидов или гидросульфидов щелочных или щелочноземельных металлов. Table 6-8 provides examples illustrating the effect of the sequence of introduction of reagents, temperature and the introduction of various sulfides or hydrosulfides of alkali or alkaline earth metals.

Обработке подвергали никелевый концентрат Талнахской обогатительной фабрики Норильского комбината, содержащий 4,57% меди, 8,7% никеля и 48,1% железа. Реагенты вводили в нагретую до 80^о С пульпу при Ж:Т 7, время обработки 30 мин. Расход сернистого натрия составлял 20 кг/т, а концентрация серной кислоты 300 г/л. При этом в опыте 80 сначала вводили сернистый натрий, а затем серную кислоту, в опыте же 92 порядок загрузки реагентов был противоположным. Результаты приведены в табл.6.The nickel concentrate of the Talnakh enrichment factory of the Norilsk Combine was treated, containing 4.57% copper, 8.7% nickel and 48.1% iron. The reactants are introduced into the heated to 80 ° ^C pulp with G: T 7, the treatment time 30 min. The consumption of sodium sulfide was 20 kg / t, and the concentration of sulfuric acid was 300 g / l. Moreover, in experiment 80, sodium sulfide was first introduced, and then sulfuric acid; in experiment 92, the order of loading of the reagents was the opposite. The results are shown in table.6.

Из данных табл. 6 видно, что результаты опытов практически одинаковы, независимо от последовательности введения реагентов. From the data table. 6 shows that the results of the experiments are almost the same, regardless of the sequence of introduction of the reagents.

Результаты опытов при разных температурах приведены в табл.7. The results of experiments at different temperatures are given in table.7.

Из данных табл.7 следует, что положительный результат достигается в интервале температур от 60 до 90^о С.From the data of table 7 it follows that a positive result is achieved in the temperature range from 60 to 90 ^about C.

Результаты опытов с использованием разных сульфидов приведены в табл.8. The results of experiments using different sulfides are given in table 8.

Поскольку выход кека составляет около 50% то количество концентрата, направляемого в плавку, по сравнению с существующей практикой снижается вдвое, а следовательно, вдвое снижаются и затраты на плавку, экономическая эффективность предлагаемого способа должна быть высокой. Since the yield of the cake is about 50%, the amount of concentrate sent to the smelting is halved compared to the existing practice, and therefore, the cost of smelting is halved, the economic efficiency of the proposed method should be high.

Дополнительный положительный эффект достигается за счет снижения выброса сернистого газа в атмосферу, главным источником которого является пирротин, который будет удален из концентрата, поступающего в плавку. An additional positive effect is achieved by reducing the emission of sulfur dioxide into the atmosphere, the main source of which is pyrrhotite, which will be removed from the concentrate entering the smelter.

Claims

METHOD FOR PROCESSING PYROTHINE-CONTAINING CONCENTRATES, including leaching iron with a sulfuric acid solution at 80-90 ^{° C.} to produce iron sulfate, hydrogen sulfide and cake rich in nickel and copper, characterized in that the leaching is carried out in the presence of alkali or alkaline earth metal sulfide or hydrosulfide.