RU2337162C1 - Method of processing of sulphide concentrates - Google Patents

Method of processing of sulphide concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2337162C1
RU2337162C1 RU2007112561/02A RU2007112561A RU2337162C1 RU 2337162 C1 RU2337162 C1 RU 2337162C1 RU 2007112561/02 A RU2007112561/02 A RU 2007112561/02A RU 2007112561 A RU2007112561 A RU 2007112561A RU 2337162 C1 RU2337162 C1 RU 2337162C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
cao
temperature
firing
cinder
minutes
Prior art date
Application number
RU2007112561/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Геннадьевич Лобанов (RU)
Владимир Геннадьевич Лобанов
Любовь Геннадьевна Елфимова (RU)
Любовь Геннадьевна Елфимова
Борис Константинович Радионов (RU)
Борис Константинович Радионов
Александр Александрович Притчин (RU)
Александр Александрович Притчин
Дмитрий Викторович Корнильцев (RU)
Дмитрий Викторович Корнильцев
Original Assignee
ГОУ-ВПО "Уральский государственный технический университет УГТУ-УПИ"
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 ГОУ-ВПО "Уральский государственный технический университет УГТУ-УПИ" filed Critical ГОУ-ВПО "Уральский государственный технический университет УГТУ-УПИ"
Priority to RU2007112561/02A priority Critical patent/RU2337162C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2337162C1 publication Critical patent/RU2337162C1/en

Links

Classifications

    • 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

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method includes mixing of source concentrate with calcium oxide CaO and calcium peroxide CaO2 and burning in two stages. At the first stage burning is carried out at temperature of 350-500°C within 30-40 minutes, at the second stage - at temperature of 500-800°C during 30-60 minutes. After burning there is performed leaching of non-ferrous metals out of cinder. Consumption of calcium oxide CaO is 50-100% from stoichometric required for binding sulphur into gypsum while consumption of calcium peroxide CaO2 is 1-10% from concentrate weight.
EFFECT: increased extraction of non-ferrous metals and reduced duration of cinder leaching.
2 cl, 2 tbl, 2 ex

Description

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности к способам термогидрометаллургической комплексной переработки концентратов и сульфидных промпродуктов, и может быть использовано для извлечения цветных и благородных металлов.The invention relates to the metallurgy of non-ferrous metals, in particular to methods for thermohydrometallurgical complex processing of concentrates and sulfide intermediate products, and can be used to extract non-ferrous and noble metals.

Традиционная переработка сульфидных руд и концентратов, например медных, сводится к плавке с получением железосодержащего шлака и медного штейна, который далее подвергают конвертированию, а черновую медь рафинируют электролизом. Для частичного удаления серы перед плавкой концентраты подвергают окислительному обжигу с образованием диоксида серы.The traditional processing of sulfide ores and concentrates, such as copper, is reduced to smelting to obtain iron-containing slag and matte, which is then converted, and blister copper is refined by electrolysis. To partially remove sulfur, the concentrates are oxidatively fired to form sulfur dioxide before melting.

Обжиг цинковых концентратов проводят с полным окислением серы. Огарки подвергают выщелачиванию в оборотных растворах серной кислоты, цинк из полученных растворов извлекают электроэкстракцией / (1) Процессы и аппараты цветной металлургии. Набойченко С.С. и др. - Екатеринбург: ГОУ ВПО УГТУ-УПИ, 2005/.Firing of zinc concentrates is carried out with complete sulfur oxidation. The cinders are leached in circulating solutions of sulfuric acid, zinc is extracted from the resulting solutions by electroextraction / (1) Processes and apparatuses of non-ferrous metallurgy. Naboychenko S.S. et al. - Yekaterinburg: GOU VPO USTU-UPI, 2005 /.

Для гидрометаллургической переработки огарков обжиг стремятся проводить в режимах, обеспечивающих перевод извлекаемых металлов в растворимую сульфатную, а железо - в устойчивую оксидную форму. В основе сульфатизирующего обжига - умеренные температуры (600-700°С) и ограниченный избыток воздуха. Скорость процесса при подобных условиях резко падает, а продолжительность, соответственно, возрастает.For hydrometallurgical processing of cinder, firing is sought to be carried out in modes that ensure the conversion of recoverable metals to soluble sulfate, and iron to a stable oxide form. Sulfatizing firing is based on moderate temperatures (600-700 ° C) and a limited excess of air. The process speed under such conditions drops sharply, and the duration, accordingly, increases.

Наиболее близким по технической сущности является способ переработки сульфидных медных концентратов, включающий сульфатизирующий обжиг исходного концентрата при температуре 500-600°С в течение 90-180 минут, полученный огарок выщелачивают раствором серной кислоты или водой с отделением кека и фильтрата. Медь из фильтрата выделяют электролизом, а кек перерабатывают с целью извлечения благородных металлов / (2) Патент Ru №2255126 от 2005.06.27. Термогидрометаллургический способ комплексной переработки медного концентрата колчеданных руд с извлечением цветных и благородных металлов/.The closest in technical essence is a method of processing sulfide copper concentrates, including sulfatizing roasting of the initial concentrate at a temperature of 500-600 ° C for 90-180 minutes, the cinder is leached with a solution of sulfuric acid or water with separation of cake and filtrate. Copper from the filtrate is isolated by electrolysis, and cake is processed to extract precious metals / (2) Patent Ru No. 2255126 from 2005.06.27. Thermohydrometallurgical method of complex processing of copper concentrate of pyrite ores with extraction of non-ferrous and precious metals.

Основная цель сульфатизирующего обжига - получение легкорастворимых соединений цветных металлов в огарке. Условия обжига по способу прототипа не позволяют достичь указанной цели в полной мере. Результаты исследований и практика использования сульфатизирующего обжига и медных и цинковых концентратов показывают, что в составе огарка неизбежно присутствуют труднорастворимые ферриты цветных металлов. Даже при жестких условиях выщелачивания огарков - температура 90°С и концентрация серной кислоты 100-150 г/дм3 - извлечение цинка в раствор не превышает 80%. Продолжительность выщелачивания при этом составляет не менее 4-5 часов.The main goal of sulfatizing firing is to obtain readily soluble non-ferrous metal compounds in a cinder. The firing conditions for the prototype method do not allow to achieve this goal in full. The research results and the practice of using sulfatizing firing and copper and zinc concentrates show that hardly soluble non-ferrous metal ferrites are inevitably present in the cinder. Even under severe conditions of cinder leaching - a temperature of 90 ° C and a sulfuric acid concentration of 100-150 g / dm 3 - zinc extraction into the solution does not exceed 80%. The leaching duration is at least 4-5 hours.

Настоящее изобретение направлено на устранение указанного недостатка и имеет задачей увеличение скорости и степени извлечения цветных металлов в раствор после сульфатизирующего обжига.The present invention is aimed at eliminating this drawback and has the objective of increasing the speed and degree of extraction of non-ferrous metals into the solution after sulfatization firing.

Указанный технический результат достигается тем, что исходный концентрат смешивают с оксидом кальция СаО и пероксидом кальция CaO2 и обжиг ведут в два этапа: на первом при температуре 350-500°С в течение 30-40 минут, на втором - при температуре 500-800°С в течение 30-60 минут. Расход оксида кальция СаО составляет 50-100% от стехиометрически необходимого для связывания серы в гипс, а расход пероксида кальция CaO2 составляет 1-10% от массы концентрата.The specified technical result is achieved by the fact that the initial concentrate is mixed with calcium oxide CaO and calcium peroxide CaO 2 and firing is carried out in two stages: the first at a temperature of 350-500 ° C for 30-40 minutes, the second at a temperature of 500-800 ° C for 30-60 minutes. The consumption of calcium oxide CaO is 50-100% of the stoichiometrically necessary for the binding of sulfur to gypsum, and the consumption of calcium peroxide CaO 2 is 1-10% by weight of the concentrate.

Сущность предполагаемого изобретения заключается в том, что в присутствии кальцийсодержащих добавок, в частности СаО, изменяется механизм процесса обжига. Сульфатная сера, образующаяся в условиях сульфатизирующего обжига, в присутствии кальцийсодержащих добавок ассоциируется в первую очередь с кальцием. Термодинамические особенности данного процесса обусловливают более низкие температуры начала окисления серы с переходом уже при температурах 450-500°С в автокаталитический режим. При столь низких температурах образование ферритов не происходит и последующее выщелачивание огарков протекает полнее и с большей скоростью. Для ускорения обжига при низких температурах в смесь перед обжигом вводят перекись кальция. Активный атомарный кислород, выделяющийся при термическом разложении перекиси, окисляет сульфидную серу даже в таких условиях. Для более эффективного использования перекиси кальция на первом этапе температура не должна превышать 500°С, при более высоких температурах происходит ее разложение. Требуемая продолжительность обжига на первом и втором этапах зависит от свойств исходных концентратов (крупности, содержания серы), конструкции обжиговых аппаратов и по данным исследований должна составлять 30-40 минут и 30-60 минут соответственно.The essence of the alleged invention lies in the fact that in the presence of calcium-containing additives, in particular CaO, the mechanism of the firing process changes. Sulfate sulfur, formed under the conditions of sulfatizing firing, in the presence of calcium-containing additives is associated primarily with calcium. The thermodynamic features of this process lead to lower temperatures of the onset of sulfur oxidation with the transition to autocatalytic mode even at temperatures of 450-500 ° С. At such low temperatures, the formation of ferrites does not occur and the subsequent leaching of the cinders proceeds more fully and at a faster rate. To accelerate firing at low temperatures, calcium peroxide is introduced into the mixture before firing. Active atomic oxygen released during the thermal decomposition of peroxide oxidizes sulfide sulfur even under such conditions. For a more efficient use of calcium peroxide in the first stage, the temperature should not exceed 500 ° C, at higher temperatures it decomposes. The required firing duration in the first and second stages depends on the properties of the initial concentrates (particle size, sulfur content), the design of the firing apparatus and, according to research data, should be 30-40 minutes and 30-60 minutes, respectively.

Огарок, содержащий оксиды и в меньшей степени сульфаты цветных металлов, подвергают выщелачиванию в растворах кислот. Поскольку содержание ферритов в данном материале минимально, извлечение цветных металлов в раствор выше, чем в известных способах, в частности при использовании способа-прототипа. Из полученных растворов цветные металлы извлекают известными методами, например электролизом.A cinder containing oxides and, to a lesser extent, sulfates of non-ferrous metals, is leached in acid solutions. Since the ferrite content in this material is minimal, the extraction of non-ferrous metals in the solution is higher than in known methods, in particular when using the prototype method. From the resulting solutions, non-ferrous metals are recovered by known methods, for example by electrolysis.

Для решения основной задачи данного изобретения - увеличение скорости и степени извлечения цветных металлов в раствор, после обжига необходимо в максимальной степени предотвратить образования ферритов. Расход оксида кальция СаО при этом должен составлять 50-100% от стехиометрически необходимого для связывания серы в гипс, а расход пероксида кальция CaO2 - 1-10% от массы концентрата.To solve the main task of this invention is to increase the speed and degree of extraction of non-ferrous metals into the solution, after firing, it is necessary to prevent the formation of ferrites to the maximum extent. The consumption of calcium oxide CaO should be 50-100% of the stoichiometrically necessary for the binding of sulfur to gypsum, and the consumption of calcium peroxide CaO 2 - 1-10% by weight of the concentrate.

Реализация предложенного способа рассмотрена в следующих примерах.The implementation of the proposed method is discussed in the following examples.

Пример 1. Навески по 100 г медного (21% Cu, 27% Fe, 38% S) и цинкового (42% Zn, 6% Fe, 39% S) концентратов обжигали по способу прототипа (при температуре 600°С в течение 120 минут) и по предлагаемому способу с подшихтовкой СаО и СаО2 к концентратам при температуре также 600°С. Полученные огарки выщелачивали раствором серной кислоты 100 г/л при температуре 90°С. Полученные растворы отфильтровывали от нерастворенного остатка, анализировали на содержание меди и цинка и рассчитывали извлечение этих металлов в раствор. Результаты приведены в таблице 1.Example 1. Samples of 100 g of copper (21% Cu, 27% Fe, 38% S) and zinc (42% Zn, 6% Fe, 39% S) concentrates were fired according to the method of the prototype (at a temperature of 600 ° C for 120 minutes) and according to the proposed method with trimming CaO and CaO 2 to concentrates at a temperature of also 600 ° C. The resulting cinder was leached with a solution of sulfuric acid of 100 g / l at a temperature of 90 ° C. The resulting solutions were filtered from the undissolved residue, analyzed for copper and zinc, and the extraction of these metals into the solution was calculated. The results are shown in table 1.

Таблица 1
Результаты опытов по обжигу и выщелачиванию огарков
Table 1
The results of firing and leaching experiments
Условия обжигаFiring conditions Продолжительность выщелачивания огарка, чDuration of cinder leaching, h Степень выщелачивания, %The degree of leaching,% Добавка СаО, %CaO additive,% Добавка CaO2, %Additive CaO 2 ,% медь из медного к-таcopper from copper цинк из цинков. к-таzinc from zinc. to Прототип (без добавок)Prototype (no additives) 33 6868 5757 Предлагаемый способThe proposed method 30thirty 00 1one 2828 1919 22 4141 3737 33 7070 4444 50fifty 1one 1one 4848 3535 22 7979 6262 33 8383 7474 7575 55 1one 6969 5454 22 8181 7777 33 9292 8484 100one hundred 1010 1one 7272 5757 22 8585 7979 33 9494 8888 110110 1212 1one 7373 5757 22 8484 8080 33 9393 8787

Дозировка СаО приведена в % от стехиометрически необходимого количества для связывания серы в гипс; дозировка СаО2 - в % от массы концентрата.The dosage of CaO is given in% of the stoichiometrically necessary amount for binding sulfur to gypsum; dosage of CaO 2 - in% by weight of the concentrate.

Пример 2. Указанные концентраты смешивали с СаО (75%) и СаО (5%), обжигали в два этапа. Сначала при температуре 350-500°С, затем при температуре 500-800°С. Огарки выщелачивали в течение 2 часов, растворы анализировали и рассчитывали извлечение аналогично примеру 1. Результаты приведены в таблице 2.Example 2. These concentrates were mixed with CaO (75%) and CaO (5%), calcined in two stages. First, at a temperature of 350-500 ° C, then at a temperature of 500-800 ° C. The cinders were leached for 2 hours, the solutions were analyzed and the extraction was calculated analogously to example 1. The results are shown in table 2.

Сопоставительный анализ известных технических решений, в том числе способа, выбранного в качестве прототипа, и предлагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность повысить извлечение меди из сульфидных концентратов в сравнении с прототипом на 25-30%, а цинка на 30-35%. Продолжительность выщелачивания цветных металлов из огарков сокращается в 1,5-2 раза.A comparative analysis of known technical solutions, including the method selected as a prototype, and the present invention allows us to conclude that it is the totality of the claimed features that ensures the achievement of the perceived technical result. The implementation of the proposed technical solution makes it possible to increase the extraction of copper from sulfide concentrates in comparison with the prototype by 25-30%, and zinc by 30-35%. The duration of leaching of non-ferrous metals from the cinder is reduced by 1.5-2 times.

Таблица 2
Результаты обжига при стадийном обжиге.
table 2
The results of the firing during stage firing.
Условия обжигаFiring conditions Степень выщелачивания, %The degree of leaching,% № оп.No. op. 1 стадияStage 1 2 стадия2 stage Температура, °СTemperature ° C Продолжительность, минDuration min Температура, °СTemperature ° C Проложительность, минProlosity, min медь из медного к-таcopper from copper цинк из цинков. к-таzinc from zinc. to 1one 300300 20twenty 450450 2525 4949 3636 22 350350 30thirty 500500 30thirty 8383 7474 33 400400 3535 700700 4545 9292 8989 4four 500500 4040 800800 6060 9696 9292 55 500500 6060 900900 9090 9696 9191

Claims (2)

1. Способ переработки сульфидных концентратов, включающий сульфатизирующий обжиг концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов, отличающийся тем, что исходный концентрат смешивают с оксидом кальция СаО и пероксидом кальция CaO2, обжиг ведут в два этапа, на первом при температуре 350-500°С в течение 30-40 мин, на втором - при температуре 500-800°С в течение 30-60 мин.1. A method of processing sulfide concentrates, including sulfatizing roasting of the concentrate and leaching of the cinder with the release of metals, characterized in that the initial concentrate is mixed with calcium oxide CaO and calcium peroxide CaO 2 , firing is carried out in two stages, at the first at a temperature of 350-500 ° C for 30-40 minutes, in the second - at a temperature of 500-800 ° C for 30-60 minutes. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что расход оксида кальция СаО составляет 50-100% от стехиометрически необходимого для связывания серы в гипс, а расход пероксида кальция СаО2 составляет 1-10% от массы концентрата.2. The method according to claim 1, characterized in that the consumption of calcium oxide CaO is 50-100% of the stoichiometrically necessary for the binding of sulfur to gypsum, and the consumption of calcium peroxide CaO 2 is 1-10% by weight of the concentrate.
RU2007112561/02A 2007-04-04 2007-04-04 Method of processing of sulphide concentrates RU2337162C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2007112561/02A RU2337162C1 (en) 2007-04-04 2007-04-04 Method of processing of sulphide concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2007112561/02A RU2337162C1 (en) 2007-04-04 2007-04-04 Method of processing of sulphide concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2337162C1 true RU2337162C1 (en) 2008-10-27

Family

ID=40042038

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2007112561/02A RU2337162C1 (en) 2007-04-04 2007-04-04 Method of processing of sulphide concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2337162C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2714309C1 (en) * 2019-07-11 2020-02-14 Публичное акционерное общество "Нефтяная компания "Роснефть" (ПАО "НК "Роснефть" Method for purification of oil-contaminated soils from natural radionuclides

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2714309C1 (en) * 2019-07-11 2020-02-14 Публичное акционерное общество "Нефтяная компания "Роснефть" (ПАО "НК "Роснефть" Method for purification of oil-contaminated soils from natural radionuclides

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP5334592B2 (en) Rare metal recovery method in zinc leaching process
EP3009407A1 (en) Wastewater treatment method
US3652264A (en) Recovery of zinc values from zinc plant residue
KR20090042996A (en) Production of metallic nickel with low iron content
CN110042255A (en) A kind of method that multistage control atmosphere baking separation recycles valuable metal in Copper making cigarette ash
WO2023000845A1 (en) Method for extracting valuable metal from low-matte nickel converter slag
RU2434064C1 (en) Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock
RU2337162C1 (en) Method of processing of sulphide concentrates
RU2441084C2 (en) Method of molybdenum concentrate processing
CN109970105B (en) Method for cleanly recovering iron in zinc hydrometallurgy process
WO2014022946A1 (en) Method for processing smelting dust by means of tricarboxylic acid
RU2309187C2 (en) Method of processing auriferous arseno-pyrite ores and concentrates
RU2607873C1 (en) Method of processing of ferromanganese concretions
RU2308495C1 (en) Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides
RU2255126C1 (en) Thermohydrometallurgical method of complex processing of puritic ore copper concentrate and extraction of non-ferrous and noble metals
JPH05171310A (en) Zinc smelting method by reducing roasting
Haskett et al. Copper recovery from chalcopyrite by a roast-leach procedure
RU2618595C1 (en) Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores
RU2434063C1 (en) Procedure for determination of gold in ore and concentrates
KR102632434B1 (en) The method for manufacturing high quality refined iron oxide from iron oxide, a by-product of zinc smelting process
RU2536615C1 (en) Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2485189C1 (en) Method for processing of oxidised gold-arsenious ores
EA035804B1 (en) Method of gold extraction from double refractory concentrates
RU2307181C1 (en) Gold extraction process from sulfide ores and concentrates
RU2385353C2 (en) Method of processing vanadium containing converter slag

Legal Events

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

Effective date: 20090405