RU2219267C1 - Способ получения сурьмы из концентрата - Google Patents

Способ получения сурьмы из концентрата Download PDF

Info

Publication number
RU2219267C1
RU2219267C1 RU2002121914/02A RU2002121914A RU2219267C1 RU 2219267 C1 RU2219267 C1 RU 2219267C1 RU 2002121914/02 A RU2002121914/02 A RU 2002121914/02A RU 2002121914 A RU2002121914 A RU 2002121914A RU 2219267 C1 RU2219267 C1 RU 2219267C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
antimony
solution
sulfur
ferric chloride
leaching
Prior art date
Application number
RU2002121914/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2002121914A (ru
Inventor
А.А. Розловский
Е.В. Бондаренко
ков В.Е. Дь
В.Е. Дьяков
Ю.Ф. Звонков
Original Assignee
Розловский Анатолий Александрович
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 Розловский Анатолий Александрович filed Critical Розловский Анатолий Александрович
Priority to RU2002121914/02A priority Critical patent/RU2219267C1/ru
Priority to PCT/RU2003/000300 priority patent/WO2004015149A1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2219267C1 publication Critical patent/RU2219267C1/ru
Publication of RU2002121914A publication Critical patent/RU2002121914A/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
    • 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
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B30/02Obtaining antimony
    • 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)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, к получению сурьмы. В предложенном способе, включающем выщелачивание концентрата кислым раствором хлорного железа, согласно изобретению от полученной после выщелачивания пульпы отделяют серу, нерастворимый кек, содержащий благородные металлы, и раствор сурьмы, направляемый на осаждение сурьмы электролизом с последующим его возвращением на выщелачивание. Способ позволяет повысить извлечение сурьмы и благородных металлов в самостоятельные продукты. 5 з.п. ф-лы, 1 табл.

Description

Способ относится к металлургии цветных металлов и, в частности, к металлургии сурьмы.
Сурьмяные концентраты содержат сурьму в сульфидной форме (минерал-антимонит Sb2S3). Попутными металлами являются золото и серебро. Известные промышленные способы получения сурьмы из концентрата [1] предусматривают их плавку (непосредственно или после обжига) с получением чернового металла или выщелачивание раствором сернистого натрия с электроосаждением сурьмы; черновой или катодный металл подвергаются огневому рафинированию с получением марочной сурьмы.
Недостатками указанных способов являются загрязнение окружающей среды серосодержащими выбросами (в пирометаллургических схемах - сернистым газом, в гидрометаллургической схеме - отвальным электролитом), высокий расход дорогостоящих реагентов, пониженное извлечение сурьмы (85-90%) и благородных металлов (75-85%).
Известен способ переработки сурьмяных материалов выщелачиванием хлорным железом с извлечением сурьмы 92-95% и осаждением оксихлорида сурьмы [2], получением окиси сурьмы. При этом возникает проблема освобождения сурьмы от хлора, что усложняет технологическую схему и приводит к дополнительным потерям металла.
Недостатком способа в случае получения металла является необходимость восстановительной плавки, сопровождающейся потерей хлорида сурьмы и загрязнением атмосферы.
Наиболее близким техническим решением является способ переработки висмутовых сульфидных концентратов путем выщелачивания сульфидных концентратов раствором соляной кислоты в присутствии хлорного железа с концентрацией 0,1-1,5 моль/л [3].
Недостатком подобного способа является недостаточное извлечение сурьмы в раствор при высоких затратах реагентов.
Задачей изобретения является исключение загрязнения окружающей среды серосодержащими выбросами, повышение извлечения сурьмы и попутных благородных металлов, снижение затрат реагентов.
Технический результат изобретения выражается в повышении извлечения сурьмы и благородных металлов в самостоятельные продукты.
Технический результат достигается тем, что в способе получения сурьмы из концентрата, включающем выщелачивание концентрата кислым раствором хлорного железа, согласно изобретению от полученной после выщелачивания пульпы отделяют серу, нерастворимый кек, содержащий благородные металлы, и раствор сурьмы, направляемый на осаждение сурьмы электролизом с последующим его возвращением на выщелачивание.
Технический результат также достигается тем, что:
- при выщелачивании концентрация хлорного железа в кислом растворе составляет 300-560 г/л;
- электролиз осуществляют на катоде, отделенном от анодной секции диафрагмой;
- после отделения серы от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, его повторно выщелачивают в кислом растворе хлорного железа;
- в качестве кислого раствора хлорного железа используют отработанный электролит с анодной секции;
- серу от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, отделяют флотацией в виде пены продувкой воздухом в присутствии вспенивателя и флоторегента.
По предлагаемому способу сульфидный сурьмяный концентрат выщелачивают при 60-90oС в растворе 300-560 г/л хлорного железа, подкисленного соляной кислотой до 10-25 г/л НСl с расходом раствора до т:ж=1:5.
В результате реакции Sb2S3+6FeCl3=2SbCl3+6FeCl2+3S сурьма переходит в раствор, а элементарная сера и золото остаются в нерастворимом кеке.
От пульпы отделяют кек благородных металлов. Из раствора извлекают сурьму цементацией на железной стружке или (предпочтительно) электролизом. Для этого раствор заливают в катодную секцию электролизера и проводят электролиз с осаждением на катоде сурьмы по реакции. Sb+3+3е=Sb.
В анодной секции электролизера электролит обогащается хлорным железом, Fe+2-e=Fe+3. Обедненный по сурьме и обогащенный трехвалентным железом отработанный электролит с анодной секции направляется на выщелачивание.
Из сгущенной пульпы нерастворимого кека удаляют серу, например, флотацией. Для этого добавляют флотореагент керосин 1-5 г/л и вспениватель ОП-10 до 0,5-3 г/л и отделяют серу из пульпы в пену продувкой воздухом и собирают ее с поверхности. Нерастворимый кек дополнительно выщелачивают при 50-90oС отработанным электролитом с анодной секции электролизера содержащем 300-560 г/л хлорного железа и 10-25 г/л НСl с расходом раствора до т:ж=1:4-6. После перемешивания в течение 2-3 часов пульпу отстаивают, раствор декантируют, а кек отфильтровывают. Кек после сушки реализуют как концентрат благородных металлов. Раствор возвращают на выщелачивание.
При снижении концентрации хлорного железа менее 300 г/л повышаются потери сурьмы в кек и снижается извлечение золота в кек. При повышении концентрации хлорного железа более 560 г/л потери сурьмы в кек не снижаются, но повышаются потери золота в раствор. Удаление серы из кека повышает извлечение сурьмы в раствор на второй стадии выщелачивания и повышает качество кека благородных металлов.
Выщелачивание хлорным железом, содержащем 10-25 г/л соляной кислоты, повышает извлечение сурьмы в раствор. При снижении концентрации кислоты менее 10 г/л повышаются потери сурьмы в кек и снижается содержание золота в кеке. При повышении концентрации кислоты более 25 г/л потери сурьмы в кек не снижаются, но снижается извлечение золота в кек.
Предложенный способ иллюстрируется следующими примерами.
Пример 1. Навеска 500 г сульфидного сурьмяного концентрата, содержащего 62% сурьмы, 25% серы, 0,0014% золота, выщелачивается в 2700 мл раствора 350 г/л хлорного железа и 15 г/л соляной кислоты при 90oС в течение 3 часов. После отстаивания пульпы декантируется раствор (2000 мл) с содержанием сурьмы 79,7 г/л. Из пульпы удаляют серу (в данном случае флотацией). Для этого в 500 мл пульпы, оставшейся после декантации, добавляют 2 мл керосина, 1 мл вспенивателя ОП-10, продувают воздухом при 30oС в течение 0,5 часа и с поверхности собирают 104 г серы в виде пены. Сурьма из раствора извлекается, например, электролизом. Для этого растворы заливаются в катодную секцию электролизера со стальным катодом. Графитовый анод в анодной секции отделен диафрагмой из бельтинга. На электроды подается ток силой 10 А в течение 16 часов при напряжении 2 В. Получается 195 г катодной сурьмы. В очищенную от пены пульпу добавляют 1800 мл отработаного с анодной секции раствора электролита с 340 г/л хлорного железа и повторно выщелачивают при 90oС в течение 3 часов. Отстоявшийся раствор декантируют, а пульпу фильтруют для отделения кека от остатков раствора. Высушенный кек весом 62 г содержит 4% сурьмы и 0,011% золота. Извлечение золота 96% в товарный кек. Раствор объемом 1200 мл содержал 57,9 г/л сурьмы.
Растворы заливаются в катодную секцию электролизера. На электроды подается ток силой 10 А, напряжением 2 В в течение 8 часов. Получается 97 г катодной сурьмы и отработанный электролит с содержанием 7,6 г/л сурьмы как оборотный раствор для выщелачивания.
Полученная катодная сурьма переплавляется с бурой в качестве флюса и всего получается 292 г сурьмы марки С0, содержащей свинца 0,2%, олова 0,07%. Прямое извлечение сурьмы в металл 92,4% и в оборотных растворах остается 6,7% сурьмы. Общее извлечение сурьмы в раствор 99,1%.
Пример 2. Навеска 500 г сульфидного сурьмяного концентрата, содержащего 62% сурьмы, 25% серы, 0,0014% золота, выщелачивается в 2400 мл раствора 550 г/л хлорного железа и 15 г/л соляной кислоты при 90oС в течение 3 часов. После отстаивания пульпы декантируется раствор (1900 мл) с содержанием сурьмы 89,8 г/л. Из пульпы удаляют серу (в данном случае флотацией). Для этого в 500 мл пульпы, оставшейся после декантации, добавляют 2 мл керосина и 1 мл вспенивателя ОП-10, продувают воздухом при 30oС в течение 0,5 часа и с поверхности собирают 103 г серы в виде пены.
Сурьма из раствора извлекается, например, электролизом. Для этого растворы заливаются в катодную секцию электролизера со стальным катодом. Графитовый анод в анодной секции отделен диафрагмой из бельтинга. На электроды подается ток силой 10 А, напряжением 2 В в течение 16 часов. Получается 207 г катодной сурьмы.
В очищенную от пены пульпу добавляют 800 мл отработаного с анодной секции раствора электролита с 540 г/л хлорного железа и повторно выщелачивают при 90oС в течение 3 часов. Отстоявшийся раствор декантируют, а пульпу фильтруют для отделения кека от остатков раствора. Высушенный кек весом 61,3 г содержит 3,3% сурьмы и 0,011% золота. Извлечение золота 95% в товарный кек.
Раствор объемом 2000 мл содержал 115 г/л сурьмы. Общее извлечение сурьмы в раствор 99,3%. Раствор заливается в катодную секцию электролизера. На электроды подается ток силой 10 А, напряжением 2 В в течение 8 часов. Получается 97 г катодной сурьмы и отработанный электролит с содержанием 3,7 г/л сурьмы как оборотный раствор для выщелачивания.
Полученная катодная сурьма переплавляется с бурой в качестве флюса и получается 304 г сурьмы марки С0, содержащей свинца 0,2%, олова 0,07%. Прямое извлечение сурьмы в металл 96,4% и в оборотных растворах остается 2,9% сурьмы. Общее извлечение сурьмы в раствор 99,3%.
Сравнение результатов переработки при изменении условий и сравнения с прототипом приведено в сводной таблице.
Как видно из примеров, предложенный способ по сравнению с прототипом позволяет повысить общее извлечение сурьмы до 98%, а золота в кек до 96%. Сера выводится во флотационный продукт, не загрязняя окружающую среду Технический результат заключается в исключении загрязнения окружающей среды серосодержащими выбросами, повышение извлечения сурьмы и попутных благородных металлов, снижение затрат на реагенты.
Литература
1. "Сурьма", Металлургия, 1977 (ред. Мельников С.М, Розловский А.А.).
2. Solozhenkin P.M. 19 Int. Mining Process Congr., San-Fransisco, 1995, v. 2, p. 223-226 (РЖ Металлургия 1996, 10Г185).
3. Авт.св. СССР 996496, C 22 B 30/06.

Claims (6)

1. Способ получения сурьмы из концентрата, включающий выщелачивание концентрата кислым раствором хлорного железа, отличающийся тем, что от полученной после выщелачивания пульпы отделяют серу, нерастворимый кек, содержащий благородные металлы, и раствор сурьмы, направляемый на осаждение сурьмы электролизом с последующим его возвращением на выщелачивание.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при выщелачивании концентрация хлорного железа в кислом растворе составляет 300-560 г/л.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что электролиз осуществляют на катоде, отделенном от анодной секции диафрагмой.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что после отделения серы от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, его повторно выщелачивают в кислом растворе хлорного железа.
5. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве кислого раствора хлорного железа используют отработанный электролит с анодной секции.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что серу от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, отделяют флотацией в виде пены продувкой воздухом в присутствии вспенивателя и флотореагента.
RU2002121914/02A 2002-08-08 2002-08-08 Способ получения сурьмы из концентрата RU2219267C1 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2002121914/02A RU2219267C1 (ru) 2002-08-08 2002-08-08 Способ получения сурьмы из концентрата
PCT/RU2003/000300 WO2004015149A1 (fr) 2002-08-08 2003-07-09 Procede de production d'antimoine a partir d'un concentre

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2002121914/02A RU2219267C1 (ru) 2002-08-08 2002-08-08 Способ получения сурьмы из концентрата

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2219267C1 true RU2219267C1 (ru) 2003-12-20
RU2002121914A RU2002121914A (ru) 2004-04-20

Family

ID=31713231

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2002121914/02A RU2219267C1 (ru) 2002-08-08 2002-08-08 Способ получения сурьмы из концентрата

Country Status (2)

Country Link
RU (1) RU2219267C1 (ru)
WO (1) WO2004015149A1 (ru)

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU396396A1 (ru) * 1964-06-22 1973-08-29 Способ получения сурьмы
SU1138424A1 (ru) * 1983-03-24 1985-02-07 Уральский ордена Трудового Красного Знамени политехнический институт им.С.М.Кирова Способ гидрометаллургического получени сурьмы
SU1167225A1 (ru) * 1983-12-19 1985-07-15 Государственный Научно-Исследовательский Проектно-Конструкторский Институт Гидрометаллургии Цветных Металлов "Гидроцветмет" Способ гидрометаллургической переработки сурьмусодержащих продуктов
SU1585362A1 (ru) * 1988-06-27 1990-08-15 Уральский политехнический институт им.С.М.Кирова Способ гидрометаллургической переработки сурьмусодержащих материалов
IT1282959B1 (it) * 1996-05-06 1998-04-02 Engitec Spa Processo di trattamento idrometallurgico ed elettrochimico dei minerali solforati di antimonio con produzione di antimonio

Also Published As

Publication number Publication date
WO2004015149A1 (fr) 2004-02-19

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Hait et al. Processing of copper electrorefining anode slime: a review
Anderson The metallurgy of antimony
CA2798302C (en) Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag
FI118648B (fi) Menetelmä kuparipitoisten materiaalien käsittelemiseksi
JP4352823B2 (ja) 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法
Antuñano et al. Hydrometallurgical processes for Waelz oxide valorisation–An overview
Chen et al. Recovery of silver and gold from copper anode slimes
ZA200501592B (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
CA1257970A (en) Process to manufacture silver chloride
Haakana et al. Outotec direct leaching application in China
CN104087971A (zh) 铅冰铜的处理方法
RU2219267C1 (ru) Способ получения сурьмы из концентрата
EP0020826A1 (en) A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
Randhawa et al. Characteristics and processing of copper refinery anode slime
JPS5836654B2 (ja) 硫化鉛を含む材料から鉛を製出する方法
Gouldsmith et al. Extraction and refining of the platinum metals
US5135624A (en) Electrolytic hydrometallurgical silver refining
JP2022021190A (ja) ルテニウムの回収方法
Śmieszek et al. METALLURGY OF NON-FERROUS METALS IN POLAND.
Moore Recycling of non-ferrous metals
EA009503B1 (ru) Способ переработки руд на основе сульфида меди
RU2171856C1 (ru) Способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо
Tymbayeva et al. Studying the impact of alkaline sulfide leaching parameters upon the efficiency of arsenic recovery from copper skimmings of lead production
RU2590781C1 (ru) Способ извлечения сурьмы и свинца
Yang Primary production and recycling of critical metals

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20040809

NF4A Reinstatement of patent
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20070809

HK4A Changes in a published invention
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20120809