RU2079561C1 - Способ переработки окисленных полиметаллических материалов - Google Patents
Способ переработки окисленных полиметаллических материалов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2079561C1 RU2079561C1 RU9393026150A RU93026150A RU2079561C1 RU 2079561 C1 RU2079561 C1 RU 2079561C1 RU 9393026150 A RU9393026150 A RU 9393026150A RU 93026150 A RU93026150 A RU 93026150A RU 2079561 C1 RU2079561 C1 RU 2079561C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- oxidized
- leaching
- zinc
- silver
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: цветная металлургия, для переработки оксиальных полиметаллических материалов, содержащих плюмбоярозит. Сущность: при переработке окисленных полиметаллических материалов проводят сернокислотное выщелачивание меди и цинка, их последовательное выделение из фильтра с одновременной регенерацией растворителя, выщелачивание из кека свинца подкисленных хлоридными растворами, содержащими не менее 200 г/л хлорида натрия при кислотности 30-100 г/л. При реализации способа достигают повышения извлечения свинца из окисленных полиметаллических материалов, содержащих плюмбоярозит. 3 табл.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к извлечению свинца и сопутствующих металлов (цинка, меди, серебра) из окисленных полиметаллических руд и промпродуктов, содержащих плюмбоярозит, гидрометаллургическими методами.
Известен способ переработки сложных окисленных и смешанных полиметаллических руд с использованием процесса сульфидирования оксидных соединений цинка и свинца пиритным материалом в непрерывном режиме в трубчатой или печи КС с получением сульфидных соединений цинка и свинца, обладающих высокими флотационными свойствами и хорошо извлекаемых в самостоятельные флотоконцентраты. Переработка полученных цинковых и свинцовых концентратов возможна пиро- и гидрометаллургическими способами (плавкой, в том числе и автогенной; солевым и кислотным выщелачиванием, обжигом и др.), по стандартной технологии (Комбинированная технология и переработки трудообогатимых руд с предварительным сульфидизирующим обжигом. В.А.Луганов, Н.Е.Раимбеков, М.Ж.Садыков, Т.К.Ищанов. Комбинир. малоотход. процессы комплекс. перераб. труднообогатим. руд и продуктов тяж. цв. мет. М. 1990, с. 50-53).
Процесс сульфидирования в трубчатой или печи КС требует большого количества дополнительного пыле- и газоулавливающего оборудования, что по производственным площадям во много раз превосходит ту же печь КС. С ростом экологических требований такой способ становится неконкурентоспособным гидрометаллургическим приемом.
Известен способ гидрометаллургической обработки сырья, содержащего серебро и свинец, а также их соединений, в частности кеков, получаемых при выщелачивании меди из сульфидных концентратов, предусматривающий выщелачивание свинца и серебра из исходного материала в растворе, содержащем более 3 г/л хлорида аммония при температуре 50-90oC и рН около 7,5. Из конечного раствора, содержащего примерно 30 г/л свинца и 3 г/л серебра, выделяют серебро цементацией на свинце. После чего химическим растворением цементного осадка извлекают свинец, возвращая фильтрат в голову процесса выщелачивания (Патент ПНР N 97320, кл. C 22 B 7/00, 1978). Из сложных же комплексов типа ярозита свинец по указанному способу практически не извлекается, что препятствует его использованию для данного вида сырья.
Наиболее близким по технической сущности к заявляемому является способ извлечения свинца и серебра из промпродуктов гидрометаллургического производства цинка, содержащих двухвалентный свинец, серебро и в небольших количествах примеси цинка и железа.
По способу, после обработки исходного материала серной кислотой:
переводят в раствор свинец и серебро в форме хлоридов выщелачиванием хлоридом кальция при температуре выше 90oC и pH=1,2
в отделенном фильтре хлоридов восстанавливают железо до двухвалентного, доводят pH раствора до 2 известковым молоком;
восстанавливают серебро и свинец цементацией на порошковом алюминии последовательно: при температуре выше 65oC серебро (вместе с золотом), ниже 60oC цементируют свинец;
фильтр после цементации подогревают до температуры более 70oC, доводят pH до значений, превышающих 5,5, добавляя известь для осаждения примесей металлов в виде гидроокисей. Оставшийся раствор хлорида кальция используют для последующих операций выщелачивания (Заявка Франции N 2495640, кл. С 22 В 3/00, 1982).
переводят в раствор свинец и серебро в форме хлоридов выщелачиванием хлоридом кальция при температуре выше 90oC и pH=1,2
в отделенном фильтре хлоридов восстанавливают железо до двухвалентного, доводят pH раствора до 2 известковым молоком;
восстанавливают серебро и свинец цементацией на порошковом алюминии последовательно: при температуре выше 65oC серебро (вместе с золотом), ниже 60oC цементируют свинец;
фильтр после цементации подогревают до температуры более 70oC, доводят pH до значений, превышающих 5,5, добавляя известь для осаждения примесей металлов в виде гидроокисей. Оставшийся раствор хлорида кальция используют для последующих операций выщелачивания (Заявка Франции N 2495640, кл. С 22 В 3/00, 1982).
Недостаток способа заключается в том, что он не всегда может быть эффективным, так как окисленные полупродукты и рудное сырье часто в значительном количестве содержат плюмбоярозит, который в заданных условиях практически не вскрывается.
В основу изобретения положена задача разработать такой способ переработки окисления полиметаллических материалов, который позволил бы извлекать свинец из плюмбоярозита.
Это достигается тем, что в известном способе, включающем сернокислотное выщелачивание меди и цинка, их последовательное выделение из фильтра с одновременной регенерацией растворителя, выщелачивание из кека свинца подкисленными хлоридными растворами, выделение из фильтра серебра и свинца в селективные продукты, согласно изобретению, на стадии выщелачивания свинца используются растворы, содержащие не менее 200 г/л хлорида натрия при кислотности 30-100 г/л.
Осуществление патентуемого способа обеспечивает:
1. Вскрытие свинца из содержащих плюмбоярозит руд и материалов и повышение его суммарного извлечения с использованием обычной баковой аппаратуры и доступных реагентов.
1. Вскрытие свинца из содержащих плюмбоярозит руд и материалов и повышение его суммарного извлечения с использованием обычной баковой аппаратуры и доступных реагентов.
Это достигается выщелачиванием раствором, содержащим не менее 200 г/л хлорида натрия при кислотности 30-100 г/л по соляной кислоте. Основу выщелачивающего раствора составляет хлорид натрия с концентрацией не ниже 200 г/л и кислотностью 30-100 г/л. Именно в таком концентрационном режиме обеспечивается образование растворимых хлоридных комплексов свинца и серебра с максимально возможным их извлечением.
Для интенсификации растворимости окисленных минералов выщелачивающий раствор подкисляют серной или соляной кислотой. Они наиболее приемлемы по своей доступности и отсутствию окислительных свойств, а замена соляной кислоты на серную в растворах, содержащих более 200 г/л хлорида натрия, правомерна. Кислота вводится с таким расчетом, чтобы в ходе процесса выщелачивания поддерживалась концентрация ее 30-100 г/л. Снижение содержания кислоты в пульпе меньше 30 г/л приводит к резкому снижению степени извлечения свинца из-за незначительного вскрытия ярозита. Повышение кислотности до значений, превышающих 100 г/л, себя не оправдывает как по технологическим соображениям (повышение степени извлечения свинца незначительно, ухудшение фильтрации вследствие образования кремневой кислоты), так и по экономическим (увеличение расхода кислоты).
2. Высокие показатели извлечения по свинцу.
Способ осуществляется следующим образом.
Окисленный полиметаллический материал, например руду, содержащую, свинца 2-10 (91-96% свинца в окислительной форме, в том числе 66-79% плюмбоярозитного); меди 1-7; цинка 1-5, железа 10-11; серебра 40-100 г/т; золота 0-1 г/т, подвергают обработке раствором, содержащим 40-60 г/л серной кислоты при 50-60oC. В результате в раствор переходит цинк, медь и частично железо, свинец и серебро полностью остаются в кеке. Последний выщелачивают в растворе, содержащем не менее 200 г/л хлорида натрия и 30-100 г/л кислоты -соляной или серной при температуре 75-80oC и Ж:Т=3:1.
Подкисление выщелачиваемого раствора осуществляют так, чтобы в процессе выщелачивания поддерживалась кислотность 30-100 г/л. Выбор соотношения Ж:Т диктуется растворимостью хлорида свинца в выбранных условиях и зависит от содержания свинца в исходном продукте. Температура 75-80oC необходима для повышения растворимости образующегося в ходе процесса хлорида свинца. Операцию проводят достаточно эффективно за два часа в обычном, футерованном кислотостойким кирпичном агитаторе.
После фильтрации получают раствор, в который перешел почти весь свинец и около половины серебра и как на основе двуокиси кремния содержащий металлы в незначительных количествах.
Так, в результате гидрометаллургической обработки окисленной, содержащей плюмбоярозит, полиметаллической руды последовательным выщелачиванием с серной кислотой и подкисленным раствором хлорида натрия получаются кеки с довольно низким содержанием металлов и две партии растворов, в которые перешли с хорошим извлечением цинк, медь, свинец и серебро. Эти растворы сульфатные, содержащие медь и цинк, и хлоридные, обогащенные свинцом, могут быть переработаны известными способами, например обработкой хлоридного раствора металлом-цементатором с получением цементного серебросодержащего осадка и осадка хлорида свинца при охлаждении фильтрата от цементации. При этом регенерируется практически без изменения концентрации раствор хлорида натрия, который возвращается на выщелачивание, обеспечивая работу схемы в замкнутом цикле.
Сульфатный раствор, содержащий медь и цинк, обрабатывают последовательно известковым молоком и содой с получением одноименных селективных продуктов: медного с 80-85%-ным извлечением меди от руды и цинкового также с 80-85-ным извлечением.
Возможны другие известные способы переработки сульфатного, цинк- и медьсодержащего, и хлоридного, содержащего свинец, растворов.
Для лучшего понимания изобретения проводили следующие примеры его осуществления.
Пример 1. Проводили переработку окисленной полиметаллической ярозитсодержащей руды состава, свинец 5,84 (79% свинца в плюмбоярозите); цинк 2,84; медь 4,28; железо 10,6; серебро 70 г/т по патентуемому способу при различных значениях кислотности на стадии выщелачивания свинца.
200 г руды крупностью 1 мм обрабатывали раствором, содержащим 50 г/л серной кислоты при Ж:Т=3:1, температуре 60oC в течение 2 часов до конечной кислотности 10-20 г/л и почти полного перевода меди и цинка в раствор. Отфильтрованный кек распульповывали при Ж:Т=3:1, температуре 80oC в течение 2 часов в растворе, содержащем 250 г/л хлорида натрия, фильтровали. Кек и фильтрат подвергали анализу.
Полученные результаты хлоридного выщелачивания приведены в табл. 1.
Из табл. видно, что оптимальными значениями кислотности при достаточно высокой степени извлечения свинца из плюмбоярозита в раствор и расходе небольшого количества соляной кислоты является область, отвечающая ее содержанию в выщелачивающем растворе 30-100 г/л.
Пример 2. Проводили переработку окисленной, содержащей плюмбоярозит, полиметаллической руды по патентуемому способу при различном содержании хлорида натрия на операции выщелачивания свинца.
Ярозитсодержащий кек, полученный сернокислотным выщелачиванием 200 г руды аналогично примеру 1 (состав руды указан там же), выщелачиватели при Ж:Т= 3:1, температуре 80oC, кислотности 50 г/л в течение двух часов варьируя концентрацию хлорида натрия в выщелачиваемом растворе.
Полученные результаты приведены в табл. 2.
Данные таблицы говорят о том, что выщелачивание целесообразно проводить при концентрации хлорида натрия не менее 200 г/л. Именно в этих пределах наблюдается довольно высокое извлечение свинца в раствор.
Пример 3. Проводили переработку окисленной руды указанного выше состава по предлагаемому способу.
200 г руды выщелачивали серной кислотой, как описано в примере 1. Кек выщелачивания обрабатывали раствором, содержащим 250 г/л хлорида натрия и 60 г/л соляной кислоты при Ж:Т=3:1, температуре 80oC в течение двух часов. Из хлоридного раствора цементировали серебро, а затем кристаллизовали хлорид свинца. Из оставшегося после отделения серебросодержащего кека и кристаллов хлорида свинца осаждали железо нейтрализацией до pH=3-4 углекислым кальцием, цинк и медь известковым молоком. Фильтрат от этой операции возвращают на хлоридное выщелачивание, а гидратный кек, содержащий медь и цинк, перерабатывают с раствором от сернокислотного выщелачивания, в результате чего получают селективные медный и цинковый продукты. Конечный фильтрат направляют в голову процесса на сернокислотное выщелачивание.
Результаты представлены в табл. 3.
Таким образом, переработка окисленной полиметаллической руды по предлагаемому способу дает возможность извлекать из нее свинец (в том числе и плюмбоярозитный), медь, цинк с хорошим выходом и переводить их в товарно значимые промпродукты.
Claims (1)
- Способ переработки окисленных полиметаллических материалов, включающий обработку их серной кислотой, выщелачивание свинца из полученного кека подкисленными хлоридными растворами, выделение свинца и серебра в селективные продукты, отличающийся тем, что при выщелачивании свинца используют растворы, содержащие хлорид натрия при концентрации не менее 200 г/л и содержании кислоты 30 100 г/л.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU9393026150A RU2079561C1 (ru) | 1993-05-06 | 1993-05-06 | Способ переработки окисленных полиметаллических материалов |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU9393026150A RU2079561C1 (ru) | 1993-05-06 | 1993-05-06 | Способ переработки окисленных полиметаллических материалов |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU93026150A RU93026150A (ru) | 1996-11-20 |
RU2079561C1 true RU2079561C1 (ru) | 1997-05-20 |
Family
ID=20141466
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU9393026150A RU2079561C1 (ru) | 1993-05-06 | 1993-05-06 | Способ переработки окисленных полиметаллических материалов |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2079561C1 (ru) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
ES2137871A1 (es) * | 1997-11-07 | 1999-12-16 | Nuevo Rio Tinto S A | Procedimiento hidrometalurgico para el beneficio de minerales piriticos polimetalicos. |
WO2000065111A1 (en) * | 1999-04-28 | 2000-11-02 | International Pgm Technologies Limited | Oxidative pressure leach recovery of precious metals using halide ions |
US8701799B2 (en) | 2009-04-29 | 2014-04-22 | Schlumberger Technology Corporation | Drill bit cutter pocket restitution |
EP3739069A1 (en) * | 2019-05-17 | 2020-11-18 | Cobre las Cruces, S.A.U. | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates |
-
1993
- 1993-05-06 RU RU9393026150A patent/RU2079561C1/ru active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Заявка Франции N 2495640, кл. C 22 B 3/00, 1982. * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
ES2137871A1 (es) * | 1997-11-07 | 1999-12-16 | Nuevo Rio Tinto S A | Procedimiento hidrometalurgico para el beneficio de minerales piriticos polimetalicos. |
WO2000065111A1 (en) * | 1999-04-28 | 2000-11-02 | International Pgm Technologies Limited | Oxidative pressure leach recovery of precious metals using halide ions |
US8701799B2 (en) | 2009-04-29 | 2014-04-22 | Schlumberger Technology Corporation | Drill bit cutter pocket restitution |
EP3739069A1 (en) * | 2019-05-17 | 2020-11-18 | Cobre las Cruces, S.A.U. | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates |
US11560609B2 (en) | 2019-05-17 | 2023-01-24 | Cobre Las Cruces, S.A.U. | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US3976743A (en) | Treatment of zinc plant residue | |
JP5334592B2 (ja) | 亜鉛浸出工程における希少金属回収方法 | |
US3434947A (en) | Process for the separation of iron from metal sulphate solutions and a hydrometallurgic process for the production of zinc | |
US4440569A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
US4545963A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
RU2302997C2 (ru) | Способ получения высокочистого димолибдата аммония (его варианты) | |
US3652264A (en) | Recovery of zinc values from zinc plant residue | |
AU725971B2 (en) | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions | |
JPH0790404A (ja) | 硫化亜鉛含有原料を処理するための湿式冶金方法 | |
JPS5956537A (ja) | 亜鉛含有硫化材料から亜鉛を回収する方法 | |
US4230487A (en) | Method of selectively bringing into solution the non-ferrous metals contained in sulphurized ores and concentrates | |
JPS58141346A (ja) | 産業副産物からの金属採取法 | |
US4389248A (en) | Method of recovering gold from anode slimes | |
JPS585249B2 (ja) | デンカイドウセイゾウホウホウ | |
US4505744A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material | |
US4443253A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic materials | |
US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
US4594102A (en) | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material | |
US4305914A (en) | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content | |
JP3052535B2 (ja) | 製錬中間産物の処理方法 | |
CA1057506A (en) | Method of producing metallic lead and silver from their sulfides | |
US3709680A (en) | Process for removal of arsenic from sulfo-ore | |
US4789446A (en) | Method of processing residues from the hydrometallurgical production of zinc | |
US4778520A (en) | Process for leaching zinc from partially desulfurized zinc concentrates by sulfuric acid | |
CA1083826A (en) | Process for extracting silver from residues containing silver and lead |