RU2136768C1 - Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд - Google Patents
Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2136768C1 RU2136768C1 RU98110000A RU98110000A RU2136768C1 RU 2136768 C1 RU2136768 C1 RU 2136768C1 RU 98110000 A RU98110000 A RU 98110000A RU 98110000 A RU98110000 A RU 98110000A RU 2136768 C1 RU2136768 C1 RU 2136768C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- bismuth
- leaching
- concentrates
- ores
- solution
- Prior art date
Links
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 51
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 50
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 26
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 21
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 11
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 29
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 11
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 11
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 claims description 3
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 2
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 abstract description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 23
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 21
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 239000000463 material Substances 0.000 description 7
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 5
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 3
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 238000002203 pretreatment Methods 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 2
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 2
- 229910000909 Lead-bismuth eutectic Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 229940049676 bismuth hydroxide Drugs 0.000 description 1
- TZSXPYWRDWEXHG-UHFFFAOYSA-K bismuth;trihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Bi+3] TZSXPYWRDWEXHG-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012320 chlorinating reagent Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 239000000289 melt material Substances 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 238000006467 substitution reaction Methods 0.000 description 1
- RBWFXUOHBJGAMO-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenebismuth Chemical class [Bi]=S RBWFXUOHBJGAMO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 238000010407 vacuum cleaning Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
- C22B30/06—Obtaining bismuth
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0008—Preliminary treatment without modification of the copper constituent by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Coloring Foods And Improving Nutritive Qualities (AREA)
- Pharmaceuticals Containing Other Organic And Inorganic Compounds (AREA)
Abstract
Способ может быть использован для извлечения ценных металлов из висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов. Способ включает выщелачивание руды или концентрата серной кислотой в течение предварительного определенного периода времени при подводе тепла и pH менее 2 и последующее отделение от выщелачивающего раствора выщелоченного остатка в форме продукта, который обеднен висмутом и обогащен ценными металлами по сравнению с исходным материалом, упрощается извлечение ценных металлов. 4 з.п. ф-лы, 1 табл.
Description
Изобретение описывает способ предварительной обработки сульфидных руд или концентратов сульфидных руд, которые содержат висмут в концентрациях, препятствующих дальнейшей обработке руд или концентратов, который позволяет обработать руды и их концентраты для извлечения содержащихся в них ценных металлов, или, по крайней мере, для облегчения такой обработки.
Встречающиеся сульфидные руды или концентраты сульфидных руд, которые из-за высокого содержания висмута, либо не могут использоваться для извлечения содержащихся в них ценных металлов, либо, в крайнем случае, должны обрабатываться с высокой осторожностью, например, разбавленными обедненными висмутом материалами. Эти проблемы наиболее ярко выражены в случае материалов, которые необходимо первоначально обрабатывать для получения очищенной меди, либо пирометаллургически, либо гидрометаллургически, поскольку и в том, и в другом случае проводится процесс электролитического обогащения, при котором висмут создает серьезные помехи и способствует образованию осадка/шлама с риском появления примесных включений. Более того, согласно требованиям очищенная медь должна включать не более 1 части на миллион висмута. Ограничения на содержания висмута также найдены и в отношении свинца и олова, равные 50-100 частей на миллион в случае свинца и 100-500 частей на миллион в случае олова.
Возможности выделения висмута, например, в пирометаллургических процессах получения меди, ограничены, поскольку висмут сравнительно инертный элемент, встречаемый в природе в элементарной форме. Висмут может быть предварительно выделен в виде газообразного сульфида в течение начальных стадий обработки меди, т.е. в течение стадий плавления и конвертирования, при обеспечении хорошего контакта между медным штейном и газом и высокой температуры расплава. Для выделения висмута не благоприятны обогащенность штейна и высокая степень обогащения кислородом воздуха, подаваемого в процессе. Несмотря на указанные выше возможности уменьшения содержания висмута, очистительные стадии отделения висмута часто проводятся на более поздних стадиях, например, при вакуумной очистке или стадии обработки углекислым натрием, хотя это часто приводит к низким выходам висмута. В большинстве медно-плавильных печей максимальное допустимое содержание висмута на медном аноде, используемом в электролитическом процессе очистки, не превышает 50 частей на миллион, для того чтобы разрешить вышеперечисленные проблемы, связанные с образованием осадка и обусловленным этим значительным внедрением примесей, в том числе, помимо всего прочего, загрязнение висмутом, можно избежать в максимально возможной степени. Это означает, что поступление висмута при обработке меди должно быть ограничено, как и поступление содержащего висмут материала. Следует даже отказаться от определенных материалов, потому что хотя выделение висмута в течение процессов пирометаллургической обработки сравнительно постоянно, оно все равно остается слишком низким. Как легко понять, внимание в первую очередь уделяется технологичности и экономичности способа, которые одновременно подразумевают обогащенность шлама и обогащенность кислородом, которые как указывалось выше не являются лучшими условиями для удаления висмута при обработке меди.
Предварительная обработка медных концентратов проводилась с целью уменьшить содержание различных вредных примесей в концентрате перед его дальнейшей обработкой. Частичный обжиг может использоваться для уменьшения содержания мышьяка, но незначительно влияет на содержание висмута. Содержание мышьяка, содержание сурьмы и содержание ртути можно уменьшить выщелачиванием сульфидом натрия, несмотря на то, что эта обработка не оказывает значительного влияния на содержание висмута. В CA-A-1057310, Outokumpu предложил предварительную обработку во вращающейся печи при 705oC в атмосфере паров серы. Этот способ удаляет 100% мышьяка, 50-60% сурьмы, но только 20-30% содержащегося висмута.
В EP-B-0138794, Boliden предложил метод первичного удаления Sb из материала расплава меди. Этот способ включает отдельную стадию хлорирования необходимым стехиометрическим количеством хлорирующего агента во вращающейся печи при температуре 450-750oC, в которой также в значительной степени удаляется Bi. Также предлагались предварительная обработка био-окислением, био-выщелачиванием, для селективного выщелачивания висмута из концентратов меди.
Селективность и эффективность био-выщелачивания в этом аспекте, по-видимому, исключительно зависят от минералогического состава концентрата, и поэтому их применение ограничено обработкой определенных специфических концентратов с подходящим составом.
Задача настоящего изобретения предоставить способ, на основе которого висмут может быть удален из сульфидных руд или сульфидных концентратов в некоторой степени и с селективностью по отношению к содержащимся ценным металлам, такой, чтобы облегчить в общем употребление этого материала в предварительной обработке таких материалов, так чтобы указанные материалы могли легко обрабатываться и содержащиеся в них ценные металлы выделяться. Эта задача достигается способом, характерные особенности которого, изложены в последующей формуле изобретения. Так, руда или связанный с ней концентрат выщелачивается серной кислотой в течение заданного периода времени при pH ниже 2, при подводе тепла. В конце этого предварительно определенного периода времени, остаток выщелачивания выделяется из выщелачивателя в виде продукта, который чище по отношению к висмуту, чем исходный материал, и в котором содержание ценных металлов обогащено. Предпочтительно проводить выщелачивание при pH в диапазоне 0-1. Для того чтобы достигнуть наилучших из возможных результатов, температура выщелачивания должна предпочтительно превышать 50oC. Выщелачивание предпочтительно проводится серией взаимно последовательных стадий выщелачивания. Потребляемый выщелачиватель может быть легко обработан известью или известняком при добавлении воздуха, чтобы осадить выщелоченные количества висмута и по возможности железа в форме гидроксида, одновременно с содержащимся сульфатом в виде гипса.
Известно, что концентрированная серная кислота или разбавленная серная кислота и воздух могут реагировать с элементарным висмутом с образованием Bi3+ ионов, при этом серная кислота восстанавливается до SO2. Однако ранее в литературе не описывалось, что серная кислота будет реагировать точно также с соединениями сульфида висмута. Это также вероятно не обусловлено сильным сродством висмута к сере. Несмотря на это, выщелачивание серной кислотой при определенных заданных условиях, тем не менее, приводит к заметному удалению висмута и, более того, к селективному удалению по отношению к содержанию ценных металлов, что неожиданно и достойно внимания. Согласно одной из теорий это может быть обусловлено из-за сложной реакции замещения в минералах между висмутом и ценными металлами, такими как медь и серебро. Кроме встречающегося в элементарном виде, висмут также присутствует, например, в сульфидных рудах в форме таких сульфидных минералов как
матилдит - AgBiS2
висмутовый блеск - Bi2S3
бенжаминит - Pb(Ag, Cu)Bi2S4
гаммарит - Pb2Cu2Bi4S9
галеновисмутит - PbBi2S4
эмплектит - CuBSi2
айкинит - PbCuBiS2.
матилдит - AgBiS2
висмутовый блеск - Bi2S3
бенжаминит - Pb(Ag, Cu)Bi2S4
гаммарит - Pb2Cu2Bi4S9
галеновисмутит - PbBi2S4
эмплектит - CuBSi2
айкинит - PbCuBiS2.
По изобретению выходы висмута достигают 90% и даже выше, тогда как выщелачивание ценного металла, такого как медь, не превышает 2%. С другой стороны, железо выщелачивается в большей степени, достигая выхода до 5-6%.
Таким образом, способ предварительной обработки по изобретению приводит к продукту, который чище по сравнению с исходным концентратом в отношении Bi (и даже, в некоторой степени, в отношении Sb и As) и также во многих случаях обогащен в отношении ценных металлов, тогда как содержащееся железо удаляется, хотя и в незначительной степени. Предварительно обработанный металл будет поэтому особенно предпочтителен с нескольких точек зрения по отношению к переработке содержащегося в нем ценного металла.
Теперь изобретение будет описано более подробно, отчасти ссылаясь на технологическую карту, иллюстрирующую предпочтительное исполнение изобретения, включая очистку раствора, и также ссылаясь на пример, иллюстрирующий опыты по выщелачиванию, проведенные в лабораторных условиях.
Прилагаемая схема представляет собой технологическую карту, иллюстрирующую выщелачивание висмута, согласно изобретению. Медный концентрат, получаемый из концентратора или фильтра с сопутствующей, содержащейся в нем водой и, по возможности, после разбавления дополнительным количеством воды, поступает в первый резервуар для выщелачивания с содержанием твердого вещества 50-70%. Серная кислота добавляется в резервуар до установления pH около 1. Содержимое резервуара нагревается, при использовании внешнего источника тепла. Подходящая температура 90oС. Содержимое резервуара непрерывно переносится во второй резервуар, соединенный последовательно, и оттуда в третий и четвертый резервуарs. Объем резервуара и продолжительность времени пребывания в соответствующем резервуаре выбирается в соответствии с предварительно определенным общим временем выщелачивания. В свою очередь это время выщелачивания выбирается на основании заданных выходов, связанных с составом концентрата. Если это удовлетворяет требованиям и желательно, то в последний резервуар может добавляться SO2 для осаждения выщелоченной меди. После стадии разделения твердое вещество/жидкость + промывка, выделяется обогащенный и не содержащий висмута концентрат меди для дальнейшей обработки в плавильной печи. Как видно из технологической карты, выщелачиватель и добавляемая промывочная вода разделяется на две части, в которых Bi3+, Fe2+/Fe3+, присутствующие в одной части, осаждаются известняком при подаче воздуха при pH в диапазоне 3-5. Осадок с гидроксидом висмута, гидроксидом железа и гипсом отделяется после стадии разделения твердое вещество/жидкость + промывка. Остаточный раствор, который может все еще содержать медь в форме ионов Cu2+, может быть возвращен на стадию выщелачивания, в качестве добавочной жидкости. Медь может быть осаждена из отбора, взятого из этого обратного потока, если это необходимо. Оставшаяся часть выщелачивателя возвращается в первый резервуар для выщелачивания, в качестве технологической жидкости.
Пример:
Концентрат меди из Аитик (Aitik), который в основном состоит из минералов халькопирита и пирита, был выщелочен в серии испытаний. Содержание висмута было 20 г/т в форме нескольких различных минералов, а именно, упоминаемых ранее матилдита, висмутового блеска, бенжаминита, гаммарита, галеновисмутита, эмплектита и айкинита. Наименьшая часть от общего содержания Bi присутствовала в форме элементарного висмута.
Концентрат меди из Аитик (Aitik), который в основном состоит из минералов халькопирита и пирита, был выщелочен в серии испытаний. Содержание висмута было 20 г/т в форме нескольких различных минералов, а именно, упоминаемых ранее матилдита, висмутового блеска, бенжаминита, гаммарита, галеновисмутита, эмплектита и айкинита. Наименьшая часть от общего содержания Bi присутствовала в форме элементарного висмута.
Испытания проводились при плотности шлама примерно 45% твердого вещества. Процесс выщелачивания изучался при различных условиях в течение двадцати часов. 500 г концентрата и 610 мл неочищенной воды из Аитик (Aitik) смешивались в каждом из опытов. pH контролировался непрерывно в течение опытов и регулировался при помощи H2SO4 или NaOH. Выщелоченные образцы отбирались в пяти временных точках: 0,5, 1,0, 2,0, 5,0 и 24 часа.
Условия опытов и результаты представлены в таблице в конце описания.
Таким образом, оптимальные условия выщелачивания висмута реализовались при pH 0-1 и температуре 90oC, при которых выходы достигали около 70% уже после двух часов, принимая во внимание, что в то же время выход по меди был очень низким, примерно 0.5%. Выходы Bi при комнатной температуре никогда не превышали 30%. Температура 55oC значительно повышает выходы. При pH 2 или выше выщелачивание Bi или Cu практически не наблюдалось.
Подходящее время выщелачивания в зависимости от типа концентрата, определяется в подходящих сходных лабораторных опытах, хотя и ограниченных в отношении оптимальных условий при выбранных температурах выщелачивания. Необходимое время выщелачивания определяется максимальным заданным остаточным содержанием висмута в концентрате. Может оказаться уместным и экономически выгодным понизить содержание висмута, когда это возможно, до очень низкого уровня, учитывая возможные потери ценных металлов в процессе обработки. Другими словами, время выщелачивания может быть определено первоначально, с учетом ситуации на рынке, т.е. стоимости концентратов с различной степенью чистоты в отношении висмута. Способ по изобретению, таким образом, может быть легко и четко адаптирован к существующим техническим или рыночным требованиям, даже в случае руд или концентратов с наиболее непостоянным составом.
Claims (5)
1. Способ обработки сульфидных руд или концентратов, имеющих высокое содержание висмута, включающий перевод висмута в раствор выщелачиванием, отличающийся тем, что перевод висмута в раствор выщелачиванием осуществляют путем обработки руды или концентрата серной кислотой в течение заданного периода времени при подводе тепла и pH менее 2 и затем оставшийся от выщелачивания остаток, обогащенный ценными металлами и обедненный висмутом, отделяют от выщелачивающего раствора.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что pH при выщелачивании поддерживают в диапазоне 0 - 1.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют при температуре, превышающей примерно 50oC, предпочтительно при около 90oC.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание проводят в две или несколько последовательных стадий.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что полученный после выщелачивания раствор обрабатывают известью или известняком при подаче воздуха для осаждения висмута и железа в форме гидроксида и содержащегося в растворе сульфата в форме гипса.
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE9503827A SE505255C2 (sv) | 1995-10-31 | 1995-10-31 | Förfarande för behandling av vismutinnehållande sulfidmalmer eller koncentrat av sådana |
SE9503827-9 | 1995-10-31 | ||
PCT/SE1996/001397 WO1997016574A1 (en) | 1995-10-31 | 1996-10-31 | A method for the treatment of bismuth-containing sulphide ores or concentrates of such ore |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2136768C1 true RU2136768C1 (ru) | 1999-09-10 |
Family
ID=20400021
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU98110000A RU2136768C1 (ru) | 1995-10-31 | 1996-10-31 | Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд |
Country Status (14)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5961940A (ru) |
EP (1) | EP0862658B1 (ru) |
CN (1) | CN1061382C (ru) |
AT (1) | ATE200109T1 (ru) |
AU (1) | AU703891B2 (ru) |
CA (1) | CA2232935C (ru) |
DE (1) | DE69612298T2 (ru) |
ES (1) | ES2157464T3 (ru) |
GR (1) | GR3035794T3 (ru) |
PL (1) | PL325867A1 (ru) |
PT (1) | PT862658E (ru) |
RU (1) | RU2136768C1 (ru) |
SE (1) | SE505255C2 (ru) |
WO (1) | WO1997016574A1 (ru) |
Families Citing this family (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103397182B (zh) * | 2013-07-05 | 2015-07-15 | 浙江科菲科技股份有限公司 | 一种从单体铋矿中高效回收铋的方法 |
RS59766B1 (sr) * | 2013-10-21 | 2020-02-28 | Glencore Tech Pty Ltd | Luženje minerala |
CN105420493A (zh) * | 2015-12-28 | 2016-03-23 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种湿法冶金连续反应釜设备 |
CN109554539A (zh) * | 2018-12-26 | 2019-04-02 | 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 | 一种加压酸浸分离铋精矿中铋和铜铁的方法 |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE330680C (de) * | 1917-10-03 | 1920-12-15 | Nils Busvold Dipl Ing Dr | Verfahren zur Darstellung von Wismutverbindungen bzw. metallischem Wismut aus unreinen Materialien |
FR2483463A1 (fr) * | 1980-06-03 | 1981-12-04 | Salsigne Mines Produits Chimiq | Procede pour la recuperation d'or et/ou d'argent et eventuellement de bismuth contenus dans des minerais sulfures et/ou de sulfoarseniures |
US4740243A (en) * | 1984-12-31 | 1988-04-26 | Ensci, Inc. | Metal value recovery from metal sulfide containing ores |
CN1022696C (zh) * | 1988-10-11 | 1993-11-10 | 中南工业大学 | 高铅高砷硫化锑矿的处理方法 |
SE9101893L (sv) * | 1991-06-19 | 1992-12-07 | Boliden Mineral Ab | Foerfarande foer behandling av komplexa metallsulfidmaterial |
US5443622A (en) * | 1994-02-28 | 1995-08-22 | Kennecott Corporation | Hydrometallurgical processing of impurity streams generated during the pyrometallurgy of copper |
-
1995
- 1995-10-31 SE SE9503827A patent/SE505255C2/sv unknown
-
1996
- 1996-10-31 AT AT96937627T patent/ATE200109T1/de not_active IP Right Cessation
- 1996-10-31 AU AU75121/96A patent/AU703891B2/en not_active Ceased
- 1996-10-31 ES ES96937627T patent/ES2157464T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-10-31 CN CN96197933A patent/CN1061382C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1996-10-31 CA CA 2232935 patent/CA2232935C/en not_active Expired - Fee Related
- 1996-10-31 PL PL32586796A patent/PL325867A1/xx unknown
- 1996-10-31 RU RU98110000A patent/RU2136768C1/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-10-31 EP EP96937627A patent/EP0862658B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-10-31 DE DE1996612298 patent/DE69612298T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-10-31 WO PCT/SE1996/001397 patent/WO1997016574A1/en active IP Right Grant
- 1996-10-31 US US09/043,516 patent/US5961940A/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-10-31 PT PT96937627T patent/PT862658E/pt unknown
-
2001
- 2001-04-27 GR GR20010400642T patent/GR3035794T3/el unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
GR3035794T3 (en) | 2001-07-31 |
AU7512196A (en) | 1997-05-22 |
SE9503827D0 (sv) | 1995-10-31 |
US5961940A (en) | 1999-10-05 |
CN1061382C (zh) | 2001-01-31 |
DE69612298D1 (de) | 2001-05-03 |
PL325867A1 (en) | 1998-08-17 |
ES2157464T3 (es) | 2001-08-16 |
AU703891B2 (en) | 1999-04-01 |
EP0862658A1 (en) | 1998-09-09 |
CN1200770A (zh) | 1998-12-02 |
DE69612298T2 (de) | 2001-07-05 |
PT862658E (pt) | 2001-09-28 |
CA2232935C (en) | 2002-02-12 |
EP0862658B1 (en) | 2001-03-28 |
CA2232935A1 (en) | 1997-05-09 |
SE505255C2 (sv) | 1997-07-21 |
SE9503827L (sv) | 1997-05-01 |
WO1997016574A1 (en) | 1997-05-09 |
ATE200109T1 (de) | 2001-04-15 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5120353A (en) | Hydrometallurgic method for processing raw materials containing zinc sulphide | |
CA2706414C (en) | Method for processing pyritic concentrate containing gold, copper and arsenic | |
AU2015240414B2 (en) | Purification of copper concentrate by removal of arsenic and antimony with concomitant regeneration and recycle of lixiviant | |
AU2004202870B2 (en) | Method for concentrating precious metals contained in leaching residue discharged from copper hydrometallurgical process | |
NO161510B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer. | |
JPS6154095B2 (ru) | ||
EP1848834A1 (en) | Method for the treatment of copper-bearing materials | |
AU2002349233B2 (en) | Process for the treatment of molybdenum concentrate also containing copper | |
US5238662A (en) | Processes for recovering precious metals | |
ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
NO161509B (no) | Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. | |
US4092152A (en) | Volatilization of impurities from smelter reverts | |
EP0815269B1 (en) | Improved hydrometallurgical processing of impurity streams generated during the pyrometallurgy of copper | |
US5290338A (en) | Antimony separation process | |
NO139096B (no) | Fremgangsmaate til fremstilling av hoeyrent elektrolyttkobber ved reduksjonselektrolyse | |
US4260588A (en) | Production of sulphidic copper concentrates | |
RU2136768C1 (ru) | Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд | |
US4612171A (en) | Method for recovering metal values from materials containing copper and/or precious metals | |
Wu et al. | Arsenic Removal from Cu–As-Containing Filter Cakes by Na 2 CO 3 Leaching | |
MXPA98003225A (en) | A method for the treatment of sulfide minerals containing bismuto or concentrates of such mine | |
AU721143B2 (en) | Process for recovery of zinc from sphalerite containing ores or concentrates | |
SE453201B (sv) | Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterial | |
CA1071569A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
JP2022155328A (ja) | ルテニウム及びイリジウムの分別方法 | |
JP2022135956A (ja) | イリジウムの回収方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20151101 |