RU2136768C1 - Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд - Google Patents

Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд Download PDF

Info

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
Application number
RU98110000A
Other languages
English (en)
Inventor
Сандстрем Аке
Сундквист Ян-Эрик
Original Assignee
Болиден АБ
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Болиден АБ filed Critical Болиден АБ
Application granted granted Critical
Publication of RU2136768C1 publication Critical patent/RU2136768C1/ru

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B30/00Obtaining antimony, arsenic or bismuth
    • C22B30/06Obtaining bismuth
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0002Preliminary treatment
    • C22B15/0004Preliminary treatment without modification of the copper constituent
    • C22B15/0008Preliminary treatment without modification of the copper constituent by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

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.
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.
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.
RU98110000A 1995-10-31 1996-10-31 Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд RU2136768C1 (ru)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

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