RU2561621C1 - Method of metal extraction from containing materials - Google Patents

Method of metal extraction from containing materials Download PDF

Info

Publication number
RU2561621C1
RU2561621C1 RU2014107772/02A RU2014107772A RU2561621C1 RU 2561621 C1 RU2561621 C1 RU 2561621C1 RU 2014107772/02 A RU2014107772/02 A RU 2014107772/02A RU 2014107772 A RU2014107772 A RU 2014107772A RU 2561621 C1 RU2561621 C1 RU 2561621C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
solution
leaching
metals
iron
matte
Prior art date
Application number
RU2014107772/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Кари Хиетала
Эркки Паатеро
Стиг-Эрик Хультхольм
Янне Каронен
Вилле Миеттинен
Микко Руонала
Original Assignee
Оутотек Оюй
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 Оутотек Оюй filed Critical Оутотек Оюй
Application granted granted Critical
Publication of RU2561621C1 publication Critical patent/RU2561621C1/en

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
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • 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
    • 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
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • 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

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: invention relates to the method due to which the valuable metals and possible precious metals are extracted from the mixed matte obtained in the melting furnace. Valuable metals in the material obtained in the melting furnace are leached by the sour solution containing sulphate and chloride from which each metal is extracted using a solvent. When leaching all precious metals contained in this material remain in non-dissolved form in the residue after leaching from which they are leached by the solution containing hydrochloric acid in oxidising conditions and they separated from solution by means of solvent extraction.
EFFECT: higher adjustability of the sulphur and iron content at extraction of valuable and precious metals.
14 cl, 1 dwg

Description

Область техникиTechnical field

Данное изобретение относится к способу извлечения металлов из материалов, которые их содержат.This invention relates to a method for extracting metals from materials that contain them.

Уровень техникиState of the art

Обычным пирометаллургическим способом переработки никель-сульфидного концентрата является переработка концентрата в плавильной печи в никелевый штейн, и далее в конвертере в штейн с высоким содержанием никеля. Степень окисления сырья-концентрата, то есть количество кислорода, которое следует ввести (в реактор), определяет содержание железа в штейне, полученном на поде печи, а также содержание никеля и меди в шлаке. Оптимальное отношение между содержанием железа в штейне и содержанием никеля и меди в шлаке можно контролировать путем регулирования отношения концентрата и кислорода, подаваемых в печь (м3 (н.у.) O2/т концентрата).The usual pyrometallurgical method for processing nickel-sulfide concentrate is the processing of concentrate in a smelter into nickel matte, and then in a converter to matte with a high nickel content. The oxidation state of the concentrate feed, that is, the amount of oxygen to be introduced (into the reactor), determines the iron content in the matte obtained on the hearth of the furnace, as well as the content of nickel and copper in the slag. The optimal ratio between the iron content in matte and the nickel and copper content in the slag can be controlled by adjusting the ratio of concentrate and oxygen supplied to the furnace (m 3 (n.o.) O 2 / t of concentrate).

Никель-сульфидный концентрат и, таким образом, также штейн с высоким содержанием никеля, обычно всегда содержат также медь и поэтому извлечение никеля из штейна является также отделением никеля от меди. Гидрометаллургическая переработка никель-медного штейна описана в нескольких патентных публикациях, например в патентах США 4323541 и 5628817.Nickel sulfide concentrate, and thus also high nickel matte, usually also always contains copper, and therefore nickel recovery from matte is also a separation of nickel from copper. Hydrometallurgical processing of nickel-matte matte is described in several patent publications, for example, in US patents 4323541 and 5628817.

Что касается общей массы сульфидного концентрата, в котором, кроме никеля, существенным является содержание меди и, возможно, кобальта, следует тщательно рассмотреть, каким образом можно извлечь различные металлы наиболее простым и наиболее экономичным из возможных способов.As for the total mass of sulfide concentrate, in which, in addition to nickel, the content of copper and, possibly, cobalt is significant, one should carefully consider how various metals can be extracted in the simplest and most economical possible way.

Более ранние предложения включали медленное охлаждение штейна с высоким содержанием никеля таким образом, чтобы в охлажденном штейне разделить никель и медь на их собственные фракции. Медленное охлаждение также является вопросом стоимости и, возможно, при этом страдает и селективность.Earlier proposals included slow cooling of high nickel matte so that nickel and copper are separated into their own fractions in the cooled matte. Slow cooling is also a cost issue, and possibly selectivity suffers.

Патентная публикация США 5628817 описывает способ извлечения никеля и меди из штейна с высоким содержанием никеля в процессе на сульфатной основе, в котором сначала проводят двухстадийное выщелачивание при атмосферных условиях, с последующим двухстадийным выщелачиванием под давлением. Окончательное извлечение меди и никеля проводят путем соответствующего электролиза. На первой стадии выщелачивания при атмосферных условиях Ni-Cu штейн выщелачивают с помощью кислорода и раствора сульфата меди таким образом, что никель растворяется, а растворенная медь осаждается. Осадок с первой стадии выщелачивания направляют на второе выщелачивание при атмосферных условиях, где выщелачивание происходит в окислительных условиях анолитом, содержащим серную кислоту, из процесса электрохимического извлечения никеля. Кроме никеля, также растворяется медь, и раствор направляют обратно на первую стадию выщелачивания. Осадок со второго выщелачивания при атмосферных условиях направляют на первую стадию выщелачивания под давлением, где оставшийся никель выщелачивают с помощью сульфата меди. Полученный раствор направляют, через стадию удаления железа, на второе выщелачивание при атмосферных условиях, а осадок - на второе выщелачивание под давлением. Теперь осадок содержит главным образом вторичные сульфиды меди, которые выщелочены анолитом из процесса электрохимического извлечения меди. Осадок после второго выщелачивания под давлением содержит все благородные металлы, которые могут находиться в этом материале. Раствор, выходящий со второго выщелачивания под давлением, содержит сульфат меди и примеси, которые удаляют перед электрохимическим извлечением меди.US Pat. No. 5,628,817 describes a method for recovering nickel and copper from a high nickel matte in a sulfate-based process in which two-stage leaching under atmospheric conditions is first carried out, followed by two-stage leaching under pressure. The final recovery of copper and nickel is carried out by appropriate electrolysis. In the first stage leach under atmospheric conditions, Ni-Cu matte is leached with oxygen and a solution of copper sulfate so that nickel dissolves and dissolved copper precipitates. The precipitate from the first leaching stage is sent to the second leaching under atmospheric conditions, where the leaching occurs under oxidative conditions with an anolyte containing sulfuric acid from the process of nickel electrochemical extraction. In addition to nickel, copper also dissolves and the solution is sent back to the first leaching stage. The precipitate from the second leaching under atmospheric conditions is directed to the first stage of leaching under pressure, where the remaining nickel is leached using copper sulfate. The resulting solution is sent, through the stage of iron removal, to the second leaching under atmospheric conditions, and the precipitate to the second leaching under pressure. Now the precipitate contains mainly secondary copper sulfides, which are leached with anolyte from the process of copper electrochemical extraction. The precipitate after the second leaching under pressure contains all the noble metals that may be in this material. The solution leaving the second leach under pressure contains copper sulfate and impurities that are removed before the electrochemical extraction of copper.

В патенте США 6039790 раскрыт способ, в котором никель извлекают из двух различных никелевых штейнов (штейна из плавильной печи и штейна из электрической печи) в контексте одного и того же процесса. Содержание железа в штейне из электрической печи значительно выше, чем содержание железа в штейне из плавильной печи, который представляет собой штейн с высоким содержанием никеля. Выщелачивание мелкодисперсного никель-медного штейна из плавильной печи проводят в две стадии выщелачивания при атмосферных условиях и в одну стадию выщелачивания под давлением, а выщелачивание штейна из электрической печи - в одну стадию при атмосферных условиях раствором на основе сульфата. Штейн из плавильной печи выщелачивают на первой стадии выщелачивания при атмосферных условиях раствором сульфата никеля, содержащим сульфат меди, выходящим со второй стадии выщелачивания при атмосферных условиях. Полученный раствор сульфата никеля направляют на электролитическое получение никеля после очистки раствора (удаления кобальта). Осадок с первой стадии выщелачивания направляют на вторую стадию выщелачивания, на которой выщелачивание осуществляют раствором сульфата никеля, выходящим с выщелачивания штейна из электрической печи, и анолитом процесса электролитического извлечения никеля. Осадок со второй стадии выщелачивания направляют на стадию выщелачивания под давлением, где выщелачивание осуществляют анолитом процесса электролитического извлечения никеля. На стадии выщелачивания под давлением вторичный сульфид никеля, полученный на более ранних стадиях, растворяется, а медь осаждается. Медный осадок, который также содержит благородные металлы, направляют, например, на пирометаллургическую переработку. Раствор сульфата никеля, полученный при выщелачиванием под давлением, который также содержит сульфат железа(II), направляют на выщелачивание штейна из электрической печи. На стадию выщелачивания также подают некоторые нейтрализующие агенты, чтобы осадить железо в виде ярозита.US Pat. No. 6,039,790 discloses a method in which nickel is extracted from two different nickel mattes (a matte from a smelting furnace and a matte from an electric furnace) in the context of the same process. The iron content in the matte from the electric furnace is significantly higher than the iron content in the matte from the smelter, which is a high nickel matte. The leaching of finely dispersed nickel-copper matte from the smelting furnace is carried out in two atmospheric leaching stages and in one leaching under pressure, and the matte is leached out of an electric furnace in one stage under atmospheric conditions with a sulfate-based solution. Matte from the smelter is leached in the first stage leach under atmospheric conditions with a nickel sulfate solution containing copper sulfate leaving the second stage leach under atmospheric conditions. The resulting solution of Nickel sulfate is sent to the electrolytic production of Nickel after cleaning the solution (removal of cobalt). The precipitate from the first leaching stage is sent to the second leaching stage, in which the leaching is carried out with a solution of nickel sulfate leaving the matte leaching from an electric furnace, and an anolyte of the process of electrolytic extraction of nickel. The precipitate from the second leaching stage is sent to the pressure leaching stage, where the leaching is carried out by the anolyte of the process of electrolytic extraction of nickel. In the leaching stage under pressure, the secondary nickel sulfide obtained in the earlier stages dissolves, and copper precipitates. Copper sludge, which also contains noble metals, is sent, for example, to pyrometallurgical processing. The solution of Nickel sulfate obtained by leaching under pressure, which also contains iron sulfate (II), is directed to the leaching of matte from an electric furnace. Some neutralizing agents are also fed to the leaching stage to precipitate iron in the form of jarosite.

Выщелачивание никель-медного штейна в хлоридной среде описано, например, в патентных публикациях США 3880653 и 3975189. В этих способах штейн выщелачивают и никель извлекают в виде металла при хлоридном электролитическом извлечении. Медь осаждают из раствора перед электролитическим извлечением, а благородные металлы, содержащиеся в штейне (золото и металлы платиновой группы) не растворяются, но остаются в анодном шламе после электролитического извлечения и их можно извлечь из него.Leaching of nickel-copper matte in a chloride medium is described, for example, in US Pat. Nos. 3,880,653 and 3,975,189. In these methods, the matte is leached and nickel is recovered as a metal by chloride electrolysis. Copper is precipitated from the solution before electrolytic extraction, and the noble metals contained in matte (gold and platinum group metals) do not dissolve, but remain in the anode sludge after electrolytic extraction and can be removed from it.

Патентная публикация США 7736606 описывает выщелачивание никелевого концентрата или штейна в виде выщелачивания на основе хлорида. Выщелачивание проводят в условиях, когда растворимая сера из концентрата образует сероводород, который удаляют из раствора. Хлорид магния и какой-нибудь сильный окислитель, например хлор или гипохлорит, также направляют на выщелачивание, чтобы повысить выход никеля при выщелачивании. Другие ценные металлы в концентрате или другом используемом сырье, такие как медь и кобальт, а также железо, также растворяются в условиях выщелачивания. Золото и металлы платиновой группы также частично растворяются. Растворенное золото и металлы платиновой группы извлекают из раствора, содержащего ценные металлы, и раствор хлорида никеля затем подвергают очистке. Очистка раствора происходит посредством экстракции и осаждения, в результате чего сначала из раствора экстрагируют медь, затем осаждают железо и в конце проводят экстракцию никеля/кобальта. Растворы, обогащенные по отношению к каждому металлу, направляют на извлечение соответствующего металла.US patent publication 7736606 describes the leaching of nickel concentrate or matte in the form of chloride-based leaching. Leaching is carried out under conditions where soluble sulfur from the concentrate forms hydrogen sulfide, which is removed from the solution. Magnesium chloride and some strong oxidizing agent, such as chlorine or hypochlorite, are also sent for leaching in order to increase the nickel yield during leaching. Other valuable metals in concentrate or other raw materials used, such as copper and cobalt, as well as iron, also dissolve under leaching conditions. Gold and platinum group metals also partially dissolve. The dissolved gold and platinum group metals are recovered from a solution containing valuable metals, and the nickel chloride solution is then purified. The solution is purified by extraction and precipitation, as a result of which copper is first extracted from the solution, then iron is precipitated, and finally nickel / cobalt is extracted. Solutions enriched with respect to each metal are sent to recover the corresponding metal.

В патентной публикации США 6428604 описан способ извлечения никеля и кобальта из концентрата, полученного в результате сульфидной флотации. Первую стадию выщелачивания проводят при атмосферном давлении сульфатно-хлоридным раствором, в который также подают хлор. Концентрация хлорида в растворе составляет 2-40 г/л. Суспензию (раствор + твердые вещества) с первой стадии выщелачивания направляют на выщелачивание под давлением, где применяемым окислителем является кислород. Присутствие хлорида при выщелачивании ускоряет выщелачивание и предотвращает образование сульфата вместо элементарной серы. После отделения твердых веществ от жидкости раствор подвергают удалению меди или осаждением, или экстракцией. Затем железо удаляют из раствора путем осаждения с использованием извести, а примеси, такие как цинк, свинец и оставшуюся медь, удаляют из раствора при очистке раствора. Очищенный раствор, содержащий никель и кобальт, подвергают экстракции никеля-кобальта, чтобы отделить кобальт от раствора. Содержащий хлорид раствор сульфата никеля направляют на извлечение никеля посредством электролиза. При электрохимическом извлечении образуются металлический никель и газообразный хлор и хлор направляют на первую стадию выщелачивания.US Pat. No. 6,428,604 describes a method for recovering nickel and cobalt from a concentrate obtained by sulfide flotation. The first leaching stage is carried out at atmospheric pressure with a sulfate-chloride solution, which also serves chlorine. The concentration of chloride in the solution is 2-40 g / l. The suspension (solution + solids) from the first leaching stage is directed to pressure leaching, where the oxidizing agent used is oxygen. The presence of chloride during leaching accelerates leaching and prevents the formation of sulfate instead of elemental sulfur. After solids are separated from the liquid, the solution is subjected to copper removal by either precipitation or extraction. Iron is then removed from the solution by precipitation using lime, and impurities such as zinc, lead and remaining copper are removed from the solution when the solution is purified. The purified solution containing nickel and cobalt is subjected to extraction of nickel-cobalt to separate cobalt from the solution. The chloride-containing nickel sulfate solution is sent to recover nickel by electrolysis. During electrochemical extraction, metallic nickel is formed and gaseous chlorine and chlorine are sent to the first leaching stage.

Цель изобретенияThe purpose of the invention

Преимуществом способа согласно данному изобретению по сравнению с обычными способами является более высокая регулируемость серы и в особенности железа.The advantage of the method according to this invention in comparison with conventional methods is a higher adjustable sulfur and in particular iron.

Сущность изобретенияSUMMARY OF THE INVENTION

Изобретение относится к способу, посредством которого ценные металлы, а также любые благородные металлы, которые могут там быть, извлекают из содержащего их материала, например из смешанного штейна, образованного в плавильной печи. Ценные металлы из материала, образованного в плавильной печи, выщелачивают кислым раствором, содержащим сульфат и хлорид, из которого каждый металл выделяют посредством экстракции растворителем. При выщелачивании любые благородные металлы, содержащиеся в материале, остаются нерастворенными в остатке после выщелачивания, из которого их можно выщелочить раствором, содержащим хлористоводородную кислоту, в окислительных условиях и выделить из раствора посредством экстракции растворителем.The invention relates to a method by which valuable metals, as well as any noble metals that may be there, are extracted from the material containing them, for example, from a mixed matte formed in a melting furnace. Valuable metals from the material formed in the smelter are leached with an acidic solution containing sulfate and chloride, from which each metal is isolated by solvent extraction. During leaching, any noble metals contained in the material remain undissolved in the leach residue, from which they can be leached with a solution containing hydrochloric acid under oxidizing conditions and isolated from the solution by solvent extraction.

Изобретение относится к способу выщелачивания мелкодисперсного смешанного штейна, образованного в плавильной печи, который содержит железо и ценные металлы, и выделения ценных металлов из применяемого для выщелачивания раствора. Стадию выщелачивания ценных металлов в штейне проводят при атмосферном давлении и в окислительных условиях кислым раствором для выщелачивания, содержащим сульфат и хлорид, и ценные металлы отделяют от раствора для выщелачивания посредством экстракции растворителем.The invention relates to a method for leaching a finely divided mixed matte formed in a smelting furnace that contains iron and precious metals, and recovering valuable metals from the solution used to leach. The leaching step of the valuable metals in matte is carried out at atmospheric pressure and under oxidizing conditions with an acidic leaching solution containing sulfate and chloride, and the valuable metals are separated from the leaching solution by solvent extraction.

Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения ценными металлами в смешанном штейне являются никель и медь. Согласно второму примеру воплощения данного изобретения в дополнение к никелю и меди ценный металл представляет собой по меньшей мере один из следующих: кобальта и серебра.According to one exemplary embodiment of the present invention, nickel and copper are valuable metals in the mixed matte. According to a second embodiment of the invention, in addition to nickel and copper, the valuable metal is at least one of the following: cobalt and silver.

В одном из примеров воплощения данного изобретения железо в смешанном штейне выщелачивают и осаждают в ходе стадии выщелачивания; после стадии выщелачивания проводят отделение твердых веществ от жидкости, посредством которого содержащий железо остаток после выщелачивания отделяют от раствора, содержащего ценный металл.In one embodiment of the invention, the iron in the mixed matte is leached and precipitated during the leaching step; after the leaching step, solids are separated from the liquid, whereby the iron-containing residue after leaching is separated from the solution containing the valuable metal.

Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения отделение ценных металлов от применяемого при выщелачивании раствора проводят посредством экстракции растворителем в следующем порядке: серебро, медь, кобальт и никель.According to one example embodiment of the invention, the separation of valuable metals from the solution used in leaching is carried out by solvent extraction in the following order: silver, copper, cobalt and nickel.

В способе по данному изобретению количество хлорида в растворе для выщелачивания обычно составляет 150-200 г/л, а количество сульфата 70-100 г/л.In the method of this invention, the amount of chloride in the leach solution is usually 150-200 g / L and the amount of sulfate is 70-100 g / L.

Один из примеров воплощения данного изобретения заключается в том, что в дополнение к ценным металлам в смешанном штейне имеются благородные металлы, при этом благородный металл является по меньшей мере одним из следующих: золото, палладий и платина; благородные металлы остаются нерастворенными на стадии выщелачивания смешанного штейна и остаются в содержащем железо остатке после выщелачивания.One example of an embodiment of the present invention is that, in addition to valuable metals, the matte contains noble metals, the noble metal being at least one of the following: gold, palladium and platinum; noble metals remain undissolved at the leaching stage of the mixed matte and remain in the iron-containing residue after leaching.

В одном из примеров воплощения данного изобретения остаток смешанного штейна после выщелачивания направляют на вторую стадию выщелачивания, где сначала из остатка после выщелачивания выщелачивают железо путем выщелачивания на основе сульфата или хлорида, а после этого полученную суспензию подвергают разделению твердых веществ и жидкости с целью отделения друг от друга содержащего железо раствора и осадка благородных металлов. Содержащий железо раствор нейтрализуют до значения (pH) 2-2,5 для осаждения железа из раствора.In one embodiment of the invention, the leached matte residue after leaching is sent to the second leaching stage, where iron is first leached from the leach residue by leaching based on sulfate or chloride, and then the resulting suspension is subjected to separation of solids and liquids to separate them from another iron-containing solution and a precipitate of noble metals. The iron-containing solution is neutralized to a pH value of 2-2.5 to precipitate iron from the solution.

Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения выщелачивание обедненного по железу осадка благородного металла проводят концентрированным раствором хлористоводородной кислоты в окислительных условиях при атмосферном давлении. Концентрация раствора хлористоводородной кислоты составляет выше 5 М, предпочтительно 6-8 М.According to one exemplary embodiment of the present invention, the leaching of an iron-depleted noble metal precipitate is leached with a concentrated solution of hydrochloric acid under oxidizing conditions at atmospheric pressure. The concentration of the hydrochloric acid solution is above 5 M, preferably 6-8 M.

Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения благородные металлы, растворенные в растворе хлористоводородной кислоты, отделяют от полученного раствора благородных металлов путем экстракции растворителем в следующем порядке: золото, палладий, платина.According to one example embodiment of the present invention, the noble metals dissolved in the hydrochloric acid solution are separated from the obtained noble metal solution by solvent extraction in the following order: gold, palladium, platinum.

Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения по меньшей мере часть обедненного по благородным металлам раствора хлористоводородной кислоты снова подают на стадию выщелачивания благородных металлов.According to one exemplary embodiment of the present invention, at least a portion of the noble metal depleted hydrochloric acid solution is again fed to the noble metal leach stage.

Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения часть обедненного по благородным металлам раствора хлористоводородной кислоты подают на стадию выщелачивания ценных металлов.According to one exemplary embodiment of the present invention, part of the noble metal depleted hydrochloric acid solution is supplied to the leaching stage of the valuable metals.

Перечень чертежейList of drawings

Фиг. 1 представляет в виде схемы один из примеров воплощения данного изобретения.FIG. 1 is a diagrammatic representation of one embodiment of the present invention.

Подробное описание изобретенияDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

Сульфидный концентрат, содержащий никель и медь, а также другие ценные металлы, подвергают сначала обработке путем плавки, например, в печи для плавки во взвешенном состоянии или в другой эквивалентной плавильной печи с получением штейна NiCu. Штейн из плавильной печи можно также получить в печи Ausmelt или в электрической печи или он может представлять собой комбинацию этих двух видов. Одним из способов получения штейна с высоким содержанием никеля из плавильной печи описан в патенте CA 2008167, согласно которому штейн и шлак получают в суспензионной плавильной печи, шлак направляют на обработку в электрической печи, а штейн, полученный там, подают в суспензионную плавильную печь, так чтобы обработка в этих двух печах привела к единому штейну. NiCu штейн может также быть продуктом печи для переплавки металлического лома, печи Kaldo или печи TROF. Если исходным материалом для плавильной печи является сульфидный концентрат, то железо, которое он содержит, остается в основном в шлаке, образованном в печи, в то время как никель, медь и другие ценные металлы, например серебро и кобальт, плюс благородные металлы, такие как золото, платина и палладий, концентрируются в штейне, образованном в печи. Так как штейн содержит несколько металлов, он известен как смешанный штейн. Количество ценных металлов в штейне может изменяться. Для способа выщелачивания по данному изобретению является типичным, но не существенным, что в дополнение к ценным металлам штейн также содержит благородные металлы.The sulfide concentrate containing nickel and copper, as well as other valuable metals, is first processed by melting, for example, in a suspension melting furnace or in another equivalent melting furnace to produce a NiCu matte. The smelting matte can also be obtained in an Ausmelt furnace or in an electric furnace, or it can be a combination of the two. One of the methods for producing a high nickel matte from a smelting furnace is described in CA 2008167, according to which matte and slag are obtained in a suspension smelting furnace, the slag is sent for processing in an electric furnace, and the matte obtained therein is fed into a suspension smelting furnace, so so that the processing in these two furnaces leads to a single matte. NiCu matte can also be the product of a scrap metal smelter, Kaldo furnace or TROF furnace. If the starting material for the smelting furnace is a sulfide concentrate, the iron that it contains remains mainly in the slag formed in the furnace, while nickel, copper and other valuable metals, such as silver and cobalt, plus noble metals, such as gold, platinum and palladium are concentrated in the matte formed in the furnace. Since matte contains several metals, it is known as mixed matte. The amount of valuable metals in matte can vary. For the leach method of the present invention, it is typical, but not essential, that in addition to the valuable metals, the matte also contains noble metals.

Способ по данному изобретению проиллюстрирован блок-схемой 1. Смешанный штейн, полученный в плавильной печи, гранулируют, размалывают и отмучивают в рафинате, который рециркулируют с конца процесса на первую стадию выщелачивания. Рафинат представляет собой хлоридно-сульфатный раствор, содержащий серную кислоту и обедненный по ценным металлам, в котором, в частности, концентрация хлорида в растворе отрегулирована до величины, близкой к насыщению, а концентрация сульфата также является высокой. Концентрацию хлорида и сульфата в рафинате регулируют путем подачи раствора, содержащего хлористоводородную кислоту, и серной кислоты на стадию выщелачивания по мере необходимости. Обычно концентрация хлорида составляет около 150-200 г/л, а концентрация сульфата около 70-100 г/л. Стадия выщелачивания состоит из нескольких реакторов с перемешиванием. Выщелачивание проводят при атмосферном давлении и повышенной температуре (85-103°C) в окислительных условиях. Окислительные условия обеспечивают путем подачи кислородсодержащего газа по меньшей мере в некоторые из реакторов для выщелачивания. Выщелачивание основано главным образом на окислительной способности двухвалентной меди, при этом медь восстанавливается до одновалентной, а также на параллельно протекающей окислительно-восстановительной реакции железа.The method according to this invention is illustrated in flowchart 1. The mixed matte obtained in a melting furnace is granulated, ground and mulled in a raffinate, which is recycled from the end of the process to the first leaching stage. Raffinate is a chloride-sulfate solution containing sulfuric acid and depleted in precious metals, in which, in particular, the concentration of chloride in the solution is adjusted to a value close to saturation, and the concentration of sulfate is also high. The concentration of chloride and sulfate in the raffinate is controlled by feeding a solution containing hydrochloric acid and sulfuric acid to the leaching stage as necessary. Typically, the chloride concentration is about 150-200 g / L and the sulfate concentration is about 70-100 g / L. The leaching stage consists of several stirred reactors. Leaching is carried out at atmospheric pressure and elevated temperature (85-103 ° C) under oxidizing conditions. Oxidizing conditions are provided by supplying oxygen-containing gas to at least some of the leach reactors. Leaching is based mainly on the oxidizing ability of divalent copper, while copper is reduced to monovalent, as well as on a parallel redox reaction of iron.

В ходе первой стадии выщелачивания в смешанном штейне выщелачивают ценные металлы, то есть никель, медь, кобальт, а также серебро, которое может находиться в штейне. В то же время могут также растворяться часть свинца и цинка, которые могут находиться в смешанном штейне. Компоненты кальция и магния также растворяются, хотя они содержатся в очень малых количествах, поскольку соединения кальция и магния в первую очередь переходят в шлак в ходе плавильного процесса. При выщелачивании железо растворяется и осаждается в основном в виде гематита и гетита по мере того, как раствор нейтрализуют в конце выщелачивания до значения pH 2-2,5. Если смешанный штейн содержит мышьяк, он осаждается совместно с железом в виде арсената железа. Сера сульфидного смешанного штейна частично окисляется до сульфата, а часть остается в элементарной форме. Из металлов остаются нерастворенными в основном благородные металлы, такие как золото, платина и палладий, если они присутствуют в смешанном штейне. Если количество благородных металлов является значительным, их выщелачивают на второй стадии выщелачивания.During the first leaching step, valuable metals, that is, nickel, copper, cobalt, as well as silver, which may be in the matte, are leached in the mixed matte. At the same time, some of the lead and zinc, which may be in mixed matte, may also dissolve. The components of calcium and magnesium also dissolve, although they are contained in very small quantities, since the compounds of calcium and magnesium first pass into the slag during the smelting process. During leaching, iron dissolves and precipitates mainly in the form of hematite and goethite as the solution is neutralized at the end of leaching to a pH of 2-2.5. If mixed matte contains arsenic, it is precipitated together with iron in the form of iron arsenate. Sulfide sulfide mixed matte is partially oxidized to sulfate, and part remains in elemental form. Of the metals, mainly noble metals remain undissolved, such as gold, platinum and palladium, if present in the mixed matte. If the amount of noble metals is significant, they are leached in the second leaching stage.

Суспензию, образованную на первой стадии выщелачивания, направляют на отделение твердых веществ от жидкости, которое происходит, например, в отстойнике (не показанном в деталях на чертеже). Если имеется значительное количество благородных металлов, то поток, выходящий снизу из отстойника, фильтруют и направляют на вторую стадию выщелачивания с целью выщелачивания благородных металлов. Поток, выходящий сверху из отстойника, образует раствор продукта, содержащего ценные металлы, который направляют на стадию очистки раствора.The suspension formed in the first leaching stage is directed to the separation of solids from the liquid, which occurs, for example, in a sump (not shown in detail in the drawing). If there is a significant amount of noble metals, then the stream leaving the bottom of the sump is filtered and sent to the second leaching stage to leach the noble metals. The stream exiting from the top of the sump forms a solution of a product containing valuable metals, which is sent to the stage of purification of the solution.

Стадия очистки раствора состоит из нескольких стадий экстракции растворителем, на которые направляют раствор продукта, содержащего ценные металлы. Если ценные металлы представляют собой никель, медь, кобальт и серебро, то очистку раствора проводят в виде четырех последовательных стадий экстракции. Каждая стадия экстракции включает фактическую экстракцию, промывку в скруббере и реэкстракцию экстракционного раствора, что является обычными стадиями экстракции. Если окончательное извлечение ценных металлов проводят электрохимическим методом, то применяемым водным раствором для реэкстракции является раствор серной кислоты. В этом случае ценный металл, о котором идет речь, можно направить на электрохимическое извлечение в форме сульфата, что упрощает процесс электролиза. Из соображений простоты конечная стадия обработки для каждого металла отмечена на схеме как электрохимическое извлечение (ЭИ), хотя, конечно, это может быть и осаждение.The solution purification step consists of several solvent extraction steps to which a solution of a product containing valuable metals is directed. If the valuable metals are nickel, copper, cobalt and silver, then the solution is purified in four successive stages of extraction. Each extraction step includes actual extraction, scrubbing and re-extraction of the extraction solution, which are the usual extraction steps. If the final extraction of valuable metals is carried out by the electrochemical method, then the aqueous solution used for reextraction is a solution of sulfuric acid. In this case, the valuable metal in question can be sent for electrochemical extraction in the form of sulfate, which simplifies the electrolysis process. For reasons of simplicity, the final stage of processing for each metal is marked on the diagram as electrochemical extraction (EI), although, of course, this can also be deposition.

Если полученный раствор включает серебро, его первым удаляют из раствора. Например, в качестве органического экстрагента можно использовать сольватирующий экстрагирующий растворитель - триизобутилфосфинсульфид, например CYANEX 471X, модифицированный экстрагентом D2EHPA (ди-2-этилгексилфосфорная кислота). На стадии экстракции серебро из полученного раствора переводят в органический экстракционный раствор, и полученный обедненный по серебру раствор направляют на следующую стадию очистки раствора. Реэкстракцию серебра из органического раствора предпочтительно проводят стабилизированным водным раствором, содержащим тиосульфат натрия. Серебро извлекают из реэкстрагирующего раствора каким-либо способом, пригодным для данной цели, либо путем восстановительного осаждения, либо электролитически.If the resulting solution includes silver, it is first removed from the solution. For example, a solvating extracting solvent, triisobutylphosphine sulfide, for example CYANEX 471X, modified with extractant D2EHPA (di-2-ethylhexylphosphoric acid), can be used as an organic extractant. At the extraction stage, silver from the resulting solution is transferred to an organic extraction solution, and the resulting silver-depleted solution is sent to the next stage of solution purification. Reextraction of silver from the organic solution is preferably carried out with a stabilized aqueous solution containing sodium thiosulfate. Silver is removed from the stripping solution by any method suitable for this purpose, either by reductive deposition or electrolytically.

Затем полученный раствор подвергают удалению меди. Если количество серебра в полученном растворе является таким низким, что нет необходимости удалять его отдельно, то сначала проводят удаление меди. Предпочтительно экстрагировать медь, например, гидроксиоксимным реагентом, таким как LIX84, в диапазоне pH ниже 3; при этом никель совместно не экстрагируется. После экстракции меди полученный обедненный по меди раствор направляют на следующую стадию очистки раствора. Полученный после экстракции рафинат электролиза меди, то есть раствор серной кислоты, используют в качестве водного раствора для реэкстракции меди, а обогащенный по меди раствор серной кислоты направляют на электролиз для получения металлической меди.Then, the resulting solution is subjected to copper removal. If the amount of silver in the resulting solution is so low that it is not necessary to remove it separately, then copper is removed first. It is preferable to extract copper, for example, with a hydroxy oxime reagent such as LIX84, in the pH range below 3; however, nickel is not jointly extracted. After copper extraction, the resulting copper-depleted solution is sent to the next stage of solution purification. The copper raffinate obtained after extraction of copper electrolysis, that is, a solution of sulfuric acid, is used as an aqueous solution for the extraction of copper, and the copper-enriched solution of sulfuric acid is sent to electrolysis to obtain metallic copper.

Следующей стадией очистки полученного раствора является удаление кобальта, которое также проводят посредством экстракции. Так как раствор, применяемый для выщелачивания штейна, в дополнение к сульфату содержит значительное количество хлорида, в растворе имеется значительное количество кобальта в виде тетрахлоридного комплекса. Предпочтительно экстрагировать анион C o C l 4 2

Figure 00000001
с использованием в качестве органического экстрагента, например третичного амина, одной из разновидностей которого является Alamine 336. Экстракцию проводят при значении pH около 3. Раствор для реэкстракии предпочтительно имеет сульфатную основу и кобальт извлекают из него каким-либо подходящим способом - либо химически посредством осаждения, либо электролизом.The next stage of purification of the resulting solution is the removal of cobalt, which is also carried out by extraction. Since the solution used for leaching matte, in addition to sulfate, contains a significant amount of chloride, a significant amount of cobalt in the form of a tetrachloride complex is present in the solution. It is preferable to extract the anion C o C l four 2 -
Figure 00000001
using as an organic extractant, for example, a tertiary amine, one of the varieties of which is Alamine 336. The extraction is carried out at a pH of about 3. The solution for stripping preferably has a sulfate base and cobalt is removed from it in any suitable way - either chemically by precipitation, either by electrolysis.

Полученный раствор, содержащий хлорид и сульфат, который был подвергнут стадиям очистки раствора, в ходе которых из раствора были удалены другие ценные металлы, направляют на экстракцию никеля. Как указано выше, в дополнение к ценным металлам этот раствор содержит кальций, магний и другие примеси, и, таким образом, наиболее предпочтительно отделять никель от полученного раствора посредством отдельной стадии экстракции. Величину pH полученного раствора повышают до значения 3,5-4 и в качестве органического экстракционного раствора применяют гидроксиоксимный реагент, например LIX84, в котором также присутствует другой экстрагент, например разветвленная C-10 третичная карбоновая кислота, одной из разновидностей которой является Versatic 10. Последняя действует в качестве синергического экстрагента и приводит к проведению экстракции никеля в среде, которая является на две единицы pH более кислой, чем при использовании одного гидроксиоксимного реагента, что дает существенную экономию по стоимости нейтрализации раствора. Применяемым водным раствором для реэкстракции никеля является раствор серной кислоты, который предпочтительно представляет собой анолит из электролиза никеля, и этот раствор направляют на электрохимическое получение никеля для получения металлического никеля.The resulting solution containing chloride and sulfate, which was subjected to the stages of solution purification, during which other valuable metals were removed from the solution, are sent to nickel extraction. As indicated above, in addition to the valuable metals, this solution contains calcium, magnesium and other impurities, and thus it is most preferable to separate nickel from the resulting solution through a separate extraction step. The pH of the resulting solution is increased to a value of 3.5-4 and a hydroxyoxygen reagent, for example LIX84, in which another extractant is also present, for example branched C-10 tertiary carboxylic acid, one of which is Versatic 10, is used as an organic extraction solution. acts as a synergistic extractant and leads to the extraction of nickel in a medium that is two pH units more acidic than when using a single hydroxyoxime reagent, which gives substantial savings in the cost of neutralizing the solution. The aqueous solution used for the re-extraction of nickel is a solution of sulfuric acid, which is preferably an anolyte from nickel electrolysis, and this solution is sent to the electrochemical production of nickel to obtain metallic nickel.

Из раствора, полученного при выщелачивании смешанного штейна, удаляют все ценные металлы, как описано выше, поэтому его можно называть рафинатом. Конечно, можно отбирать боковой поток рафината для удаления растворенных примесей. Рафинат все еще является кислым, но концентрация хлорида в нем понижена и следует повысить концентрацию хлорида перед тем, как подавать рафинат снова на стадию выщелачивания. В то же время концентрацию кислоты в рафинате следует откорректировать до желаемого уровня. Если процесс выщелачивания проводят на том же предприятии, что и процесс плавки, то диоксид серы, образованный при плавке концентрата, обычно перерабатывают в серную кислоту, и, следовательно, полученную таким образом серную кислоту можно использовать для регулирования концентрации кислоты.All valuable metals are removed from the solution obtained by leaching the mixed matte, as described above, so it can be called a raffinate. Of course, a side stream of the raffinate can be taken to remove dissolved impurities. The raffinate is still acidic, but the chloride concentration in it is lowered and the chloride concentration should be increased before the raffinate is fed back to the leaching stage. At the same time, the concentration of acid in the raffinate should be adjusted to the desired level. If the leaching process is carried out at the same plant as the smelting process, then the sulfur dioxide formed during the smelting of the concentrate is usually processed into sulfuric acid, and therefore the sulfuric acid thus obtained can be used to control the acid concentration.

Если содержание благородных металлов в смешанном штейне, образованном при плавлении, является столь высоким, что для них является экономически оправданным отдельный процесс выщелачивания, предпочтительно проводить выщелачивание в виде второй стадии выщелачивания на основе хлорида в отношении выщелачивания благородных металлов. Так как количество благородных металлов является небольшим, отдельный хлоридный контур также делают небольшим. Обедненную по благородным металлам хлористоводородную кислоту, выходящую из контура выщелачивания благородных металлов, можно не только рециркулировать обратно на выщелачивание благородных металлов, но и использовать для корректировки концентрации хлорида на первой стадии выщелачивания, упомянутой выше. Остаток после стадии выщелачивания смешанного штейна представляет собой главным образом осадок железа, который также содержит серу и благородные металлы, которые остались нерастворенными. Количество серы в остатке после выщелачивания является малым и ее нельзя удалить известными способами. Загущенный и отфильтрованный остаток после выщелачивания с первой стадии выщелачивания направляют на стадию выщелачивания и извлечения благородных металлов. Если остаток после выщелачивания представляет собой кек (лепешку) или осадок на фильтре, это сводит к минимуму перемещение других металлов на эту стадию.If the content of the noble metals in the mixed matte formed by melting is so high that a separate leaching process is economically justified for them, it is preferable to carry out the leaching in the form of a second chloride-based leaching step in relation to the leaching of the noble metals. Since the amount of precious metals is small, a separate chloride circuit is also made small. Hydrochloric acid depleted of noble metals leaving the noble metal leach circuit can not only be recycled back to the noble metal leach, but can also be used to adjust the chloride concentration in the first leach stage mentioned above. The residue after the leaching stage of the mixed matte is mainly a precipitate of iron, which also contains sulfur and noble metals that have remained undissolved. The amount of sulfur in the residue after leaching is small and cannot be removed by known methods. The thickened and filtered residue after leaching from the first stage of leaching is sent to the stage of leaching and extraction of precious metals. If the residue after leaching is cake (cake) or filter cake, this minimizes the movement of other metals to this stage.

На второй стадии выщелачивания обработку содержащего ценные металлы остатка после выщелачивания начинают с удаления железа. Остаток после выщелачивания отмучивают в водном растворе, содержащем хлорид и серную кислоту. Железо, содержащееся в остатке, легко растворяется в виде сульфата, но благородные металлы на этой стадии не растворяются. Суспензию подвергают разделению твердых веществ и жидкости, при котором благородные металлы остаются в осадке. Содержащий железо раствор направляют на стадию осаждения железа, которую проводят обычным образом, например, с помощью известкового соединения. Нейтрализацию проводят при значении pH примерно 2-2,5, так чтобы осадить из раствора железо и любые соединения мышьяка, которые могут находиться в растворе. Если это необходимо, полученный осадок железа можно возвратить в плавильную печь, особенно, если содержание мышьяка является низким. При обработке в плавильной печи железо переходит в шлак.In the second leaching stage, the treatment of the precious metal-containing residue after leaching begins with the removal of iron. The leach residue is elutriated in an aqueous solution containing chloride and sulfuric acid. The iron contained in the residue easily dissolves in the form of sulfate, but the noble metals do not dissolve at this stage. The suspension is subjected to separation of solids and liquids, in which noble metals remain in the sediment. The iron-containing solution is sent to the iron precipitation step, which is carried out in the usual manner, for example using a calcareous compound. Neutralization is carried out at a pH of about 2-2.5, so as to precipitate iron and any arsenic compounds that may be in solution from the solution. If necessary, the resulting iron precipitate can be returned to the smelter, especially if the arsenic content is low. When processed in a smelter, iron goes into slag.

После удаления железа осадок, содержащий благородные металлы, направляют на стадию фактического выщелачивания благородных металлов. На стадии выщелачивания осадок выщелачивают концентрированной хлористоводородной кислотой с концентрацией выше 5 М, предпочтительно 6-8 М, в окислительных условиях при атмосферном давлении и температуре. В качестве окислителя используют какой-либо сильный окислитель, например перекись водорода или ее эквивалент. Перекись водорода реагирует с хлористоводородной кислотой и образует реакционно-способный газообразный хлор для локального использования в процессе. Очевидно, для выщелачивания используют закрытые реакторы, что означает, что реактор снабжен крышкой, но, однако, работает при атмосферном давлении. В этих условиях выщелачивания растворяются золото, платина и палладий.After removal of iron, a precipitate containing noble metals is sent to the stage of actual leaching of the noble metals. In the leaching step, the precipitate is leached with concentrated hydrochloric acid with a concentration above 5 M, preferably 6-8 M, under oxidizing conditions at atmospheric pressure and temperature. As the oxidizing agent, any strong oxidizing agent is used, for example hydrogen peroxide or its equivalent. Hydrogen peroxide reacts with hydrochloric acid and forms reactive chlorine gas for local use in the process. Obviously, closed reactors are used for leaching, which means that the reactor is provided with a lid, but, however, operates at atmospheric pressure. Under these leaching conditions, gold, platinum and palladium dissolve.

Из полученного раствора, содержащего благородные металлы, извлекают благородные металлы. Это происходит предпочтительно путем отделения каждого металла от раствора индивидуально с помощью экстракции растворителем. Если в растворе имеется золото, то экстракцию золота проводят в первую очередь. Предпочтительным органическим экстрагентом является 2,2,4-триалкил-1,3-пентандиоловый сложный диэфир, а еще более предпочтительно - смесь указанного сложного эфира и разветвленного спирта с длинной цепью. Номер CAS одного из пригодных сложных диэфиров представляет собой 6846-50-0. При использовании указанного экстрагента в качестве водного раствора при реэкстракции можно использовать чистую воду. Золото можно восстановить до металла из водного раствора с помощью, например, щавелевой кислоты.From the resulting solution containing precious metals, precious metals are recovered. This preferably occurs by separating each metal from the solution individually by solvent extraction. If there is gold in the solution, then gold is extracted first. A preferred organic extractant is a 2,2,4-trialkyl-1,3-pentanediol diester, and even more preferably a mixture of said ester and a branched long chain alcohol. The CAS number of one suitable diester is 6846-50-0. When using the specified extractant as an aqueous solution during reextraction, you can use pure water. Gold can be reduced to metal from an aqueous solution using, for example, oxalic acid.

После золота из раствора, содержащего благородные металлы, экстрагируют палладий. В качестве органического экстрагента можно использовать сольватирующий триизобутилфосфинсульфид, например CYANEX 471X, из которого реэкстракцию палладия можно проводить с использованием стабилизированного сульфата натрия. Палладий можно осадить из раствора для реэкстракции, например, восстанавливая его боргидридом натрия NaBH4.After gold, palladium is extracted from a solution containing noble metals. As an organic extractant, a solvating triisobutylphosphine sulfide, for example CYANEX 471X, from which palladium can be reextracted using stabilized sodium sulfate, can be used. Palladium can be precipitated from the solution for stripping, for example, reducing it with sodium borohydride NaBH 4 .

После экстракции палладия единственным благородным металлом, остающимся в растворе, содержащем благородные металлы, является платина, и подходящим экстрагентом для экстракции платины является вторичный амин, такой как, например, амин, известный под торговым названием Amberlite LA-2. Реэкстракцию платины можно проводить, например, водным щелочным раствором, как представлено в патентной публикации США 4041126. Осаждение платины из раствора после реэкстракции можно проводить, например, хлоридом аммония, в результате чего полученный продукт является хлорплатинатом аммония, как описано в указанной патентной публикации. В качестве альтернативного экстрагента можно использовать сольватирующий реагент, например реагент с торговым названием Cyanex 923, из которого платину можно реэкстрагировать, например, водным раствором азотной кислоты с концентрацией примерно 30%. Как осажденный палладий, так и платину извлекают в виде чрезвычайно чистых металлов и они годятся для коммерческих целей в том виде, в каком они получены.After palladium extraction, the only noble metal remaining in the solution containing the noble metals is platinum, and a suitable amine extractant for platinum extraction is a secondary amine, such as, for example, the amine known under the trade name Amberlite LA-2. Re-extraction of platinum can be carried out, for example, with an aqueous alkaline solution, as described in US Pat. No. 4,041,126. Precipitation of platinum from the solution after re-extraction can be carried out, for example, with ammonium chloride, whereby the resulting product is ammonium chloroplatinate, as described in said patent publication. As an alternative extractant, a solvating reagent, for example, a reagent under the trade name Cyanex 923, from which platinum can be reextracted, for example, with an aqueous solution of nitric acid with a concentration of about 30%, can be used. Both precipitated palladium and platinum are recovered in the form of extremely pure metals and they are suitable for commercial purposes in the form in which they are obtained.

Раствор хлористоводородной кислоты, обедненный по благородным металлам, может содержать небольшие количества меди, никеля и кобальта. Соответствующие металлы осаждают из раствора и возвращают в контур выщелачивания смешанного штейна (не показано подробно на схеме). По меньшей мере некоторое количество раствора хлористоводородной кислоты, обедненной по благородным металлам, рециркулируют обратно на выщелачивание осадка благородных металлов. Как указано выше, некоторое количество раствора при необходимости также направляют на выщелачивание смешанного штейна.A solution of hydrochloric acid depleted in noble metals may contain small amounts of copper, nickel and cobalt. The corresponding metals are precipitated from the solution and returned to the leaching circuit of the mixed matte (not shown in detail in the diagram). At least a quantity of a solution of hydrochloric acid depleted in precious metals is recycled back to leach the precipitate of the noble metals. As indicated above, a certain amount of the solution, if necessary, is also sent to the leaching of the mixed matte.

Очевидно, детали описанного выше способа можно изменять, например, можно использовать экстрагенты, отличные от вышеупомянутых. Таким образом, данное изобретение и примеры его воплощения не ограничены описанными выше моделями, приведенными в качестве примеров, и могут изменяться в пределах объема формулы изобретения.Obviously, the details of the above method can be changed, for example, extractants other than the above can be used. Thus, the present invention and examples of its embodiment are not limited to the above-described models, given as examples, and may vary within the scope of the claims.

Claims (14)

1. Способ выщелачивания мелкодисперсного смешанного штейна, содержащего железо и ценные металлы, полученного в плавильной печи, c выделением ценных металлов из полученного при выщелачивании раствора, в котором стадию выщелачивания ценных металлов из штейна проводят при атмосферном давлении и в окислительных условиях кислым выщелачивающим раствором, содержащим сульфат и хлорид, причем ценные металлы выделяют из раствора, полученного при выщелачивании, с помощью экстракции растворителем, при этом ценные металлы смешанного штейна представляют собой никель и медь.1. A method for leaching a finely divided mixed matte containing iron and precious metals obtained in a smelting furnace, with the separation of valuable metals from a solution obtained by leaching, in which the stage of leaching of valuable metals from a matte is carried out at atmospheric pressure and under oxidizing conditions with an acidic leaching solution containing sulfate and chloride, the valuable metals being isolated from the solution obtained by leaching using solvent extraction, while the valuable metals of mixed matte nickel and copper. 2. Способ по п. 1, в котором дополнительно к никелю и меди ценные металлы представляют собой по меньшей мере один металл из группы, состоящей из кобальта и серебра.2. The method according to claim 1, wherein in addition to nickel and copper, the valuable metals are at least one metal from the group consisting of cobalt and silver. 3. Способ по п. 1 или 2, в котором содержащееся в смешанном штейне железо выщелачивают и осаждают в ходе стадии выщелачивания, после стадии выщелачивания проводят отделение твердых веществ от жидкости и содержащий железо остаток после выщелачивания отделяют от содержащего ценные металлы раствора.3. The method according to claim 1 or 2, in which the iron contained in the mixed matte is leached and precipitated during the leaching stage, after the leaching stage, solids are separated from the liquid and the iron-containing residue after leaching is separated from the solution containing precious metals. 4. Способ по п. 2, в котором выделение ценных металлов из раствора проводят посредством экстракции растворителем в следующем порядке: серебро, медь, кобальт и никель.4. The method according to p. 2, in which the separation of valuable metals from the solution is carried out by extraction with a solvent in the following order: silver, copper, cobalt and nickel. 5. Способ по п. 1, в котором количество хлорида в выщелачивающем растворе составляет 150-200 г/л.5. The method according to p. 1, in which the amount of chloride in the leach solution is 150-200 g / L. 6. Способ по п. 1, в котором количество сульфата в выщелачивающем растворе составляет 70-100 г/л.6. The method according to p. 1, in which the amount of sulfate in the leach solution is 70-100 g / L. 7. Способ по п. 1, в котором дополнительно к ценным металлам смешанный штейн содержит благородные металлы, при этом благородным металлом является по меньшей мере один из группы, содержащей золото, палладий и платину, при этом благородные металлы остаются нерастворенными на стадии выщелачивания смешанного штейна и остаются в содержащем железо остатке после выщелачивания.7. The method according to claim 1, in which, in addition to the valuable metals, the mixed matte contains noble metals, wherein the noble metal is at least one of the group containing gold, palladium and platinum, while the noble metals remain undissolved at the stage of leaching the mixed matte and remain in the iron-containing residue after leaching. 8. Способ по п. 7, в котором остаток после выщелачивания смешанного штейна направляют на вторую стадию выщелачивания, на которой сначала из остатка выщелачивают железо выщелачивающим раствором на сульфатно-хлоридной основе, затем суспензию подвергают разделению твердых веществ и жидкости для отделения друг от друга содержащего железо раствора и осадка благородных металлов.8. The method according to claim 7, in which the residue after leaching the mixed matte is sent to the second leaching stage, in which iron is first leached from the residue with a sulfate-chloride-based leaching solution, then the suspension is subjected to separation of solids and liquids to separate containing solution iron and precious metal precipitate. 9. Способ по п. 8, в котором содержащий железо раствор нейтрализуют до значения pH 2-2,5 для осаждения железа из раствора.9. The method of claim 8, wherein the iron-containing solution is neutralized to a pH of 2-2.5 to precipitate iron from the solution. 10. Способ по п. 8 или 9, в котором выщелачивание обедненного по железу осадка благородных металлов проводят концентрированным раствором хлористоводородной кислоты в окислительных условиях при атмосферном давлении.10. The method according to p. 8 or 9, in which the leaching of the iron-depleted precipitate of precious metals is carried out with a concentrated solution of hydrochloric acid under oxidizing conditions at atmospheric pressure. 11. Способ по п. 10, в котором раствор хлористоводородной кислоты имеет концентрацию выше 5 М, предпочтительно 6-8 М.11. The method according to p. 10, in which the solution of hydrochloric acid has a concentration above 5 M, preferably 6-8 M. 12. Способ по п. 10, в котором благородные металлы, растворенные в растворе хлористоводородной кислоты, выделяют из полученного раствора благородных металлов посредством экстракции растворителем в следующем порядке: золото, палладий, платина.12. The method of claim 10, wherein the noble metals dissolved in the hydrochloric acid solution are isolated from the obtained noble metal solution by solvent extraction in the following order: gold, palladium, platinum. 13. Способ по п. 12, в котором, по меньшей мере, часть обедненного по благородным металлам раствора хлористоводородной кислоты направляют обратно на стадию выщелачивания благородных металлов.13. The method according to p. 12, in which at least part of the depleted in precious metals solution of hydrochloric acid is sent back to the stage of leaching of precious metals. 14. Способ по пп. 12-13, в котором часть обедненного по благородным металлам раствора хлористоводородной кислоты направляют на стадию выщелачивания ценных металлов. 14. The method according to PP. 12-13, in which a part of a solution of hydrochloric acid depleted in precious metals is sent to the leaching stage of valuable metals.
RU2014107772/02A 2011-08-29 2012-08-28 Method of metal extraction from containing materials RU2561621C1 (en)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20110279 2011-08-29
FI20110279A FI20110279A0 (en) 2011-08-29 2011-08-29 A method for recovering metals from material containing them
PCT/FI2012/050821 WO2013030450A1 (en) 2011-08-29 2012-08-28 Method for recovering metals from material containing them

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2561621C1 true RU2561621C1 (en) 2015-08-27

Family

ID=44515408

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2014107772/02A RU2561621C1 (en) 2011-08-29 2012-08-28 Method of metal extraction from containing materials

Country Status (6)

Country Link
CN (1) CN103857811A (en)
AU (1) AU2012300756B2 (en)
FI (2) FI20110279A0 (en)
RU (1) RU2561621C1 (en)
WO (1) WO2013030450A1 (en)
ZA (1) ZA201401220B (en)

Families Citing this family (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI125216B (en) 2013-05-23 2015-07-15 Outotec Finland Oy Method for recovering metals
FI125388B (en) * 2013-06-07 2015-09-30 Outotec Finland Oy Process for the recovery of copper and precious metals
WO2015070020A2 (en) 2013-11-08 2015-05-14 Dana-Farber Cancer Institute, Inc. Combination therapy for cancer using bromodomain and extra-terminal (bet) protein inhibitors
MX2016011160A (en) 2014-02-28 2017-04-27 Tensha Therapeutics Inc Treatment of conditions associated with hyperinsulinaemia.
EP3212654B1 (en) 2014-10-27 2020-04-08 Tensha Therapeutics, Inc. Bromodomain inhibitors
WO2016168933A1 (en) * 2015-04-21 2016-10-27 University Of Saskatchewan Methods for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents
RU2598726C1 (en) * 2015-05-12 2016-09-27 Сергей Марциянович Совка Method for complex processing of material containing precious metals
US9777346B2 (en) * 2015-09-03 2017-10-03 Battelle Energy Alliance, Llc Methods for recovering metals from electronic waste, and related systems
CN106566933B (en) * 2016-11-01 2018-07-20 金川集团股份有限公司 A method of cobalt content in the mixing slag in being produced for reducing nickel sulfate
CN107199124B (en) * 2017-04-25 2019-09-27 昆明理工大学 A kind of method of chalcopyrite and mispickel FLOTATION SEPARATION in copper rough concentrate
CN107385233B (en) * 2017-07-07 2019-05-10 金川集团股份有限公司 A kind of method of the low nickel matte chlorination refining of high-speed rail
WO2019122985A1 (en) * 2017-12-22 2019-06-27 Arcelormittal Method for the treatment of iron-containing sludge
RU2706400C9 (en) * 2019-07-11 2020-01-17 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Method of processing copper-nickel sulphide materials
PL3822374T3 (en) * 2019-11-18 2024-01-29 Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG Method for recovering pure metal
CN112458293A (en) * 2020-11-17 2021-03-09 湖南仁发材料科技有限公司 Method for recovering valuable metals in chlorine leaching displacement tail liquid

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU458600A1 (en) * 1971-11-15 1975-01-30 Норильский Вечерний Индустриальный Институт Method of recycling matte
GB1431590A (en) * 1972-07-19 1976-04-07 Du Pont Recovery of copper
US4097271A (en) * 1975-12-11 1978-06-27 Cominco Ltd. Hydrometallurgical process for recovering copper and other metal values from metal sulphides
US4828809A (en) * 1983-10-18 1989-05-09 Falconbridge, Limited Separation of nickel from copper in autoclave
RU2149195C1 (en) * 1995-08-14 2000-05-20 Оутокумпу Текнолоджи Ой Method of hydrometallurgical recovery of nickel from nickel matte of two types
RU2252270C1 (en) * 2003-11-11 2005-05-20 ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Method for reprocessing of fused copper-nickel sulfide ores containing cobalt, iron and platinum group metals

Family Cites Families (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3880653A (en) 1971-03-18 1975-04-29 Falconbridge Nickel Mines Ltd Chlorine leach process
US3975189A (en) 1971-03-18 1976-08-17 Falconbridge Nickel Mines Limited Recovery of copper sulphide and nickel from solution
US4041126A (en) 1975-12-18 1977-08-09 Pgp Industries, Inc. Separation and selective recovery of platinum and palladium by solvent extraction
FI64188C (en) 1979-06-29 1983-10-10 Outokumpu Oy FOER FARING FOR SELECTIVE LAKING AV NICKEL-KOPPARSKAERSTEN
ZA835167B (en) * 1982-08-10 1984-05-30 Broken Hill Ass Smelters Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials
FI84368B (en) 1989-01-27 1991-08-15 Outokumpu Osakeyhtioe Process and equipment for producing nickel fine matte
FI97154C (en) 1994-11-15 1996-10-25 Outokumpu Eng Contract Method for dissolving nickel copper rock
US6248604B1 (en) * 1999-09-14 2001-06-19 Lucent Technologies, Inc. Method for design and development of a semiconductor laser device
US6428604B1 (en) 2000-09-18 2002-08-06 Inco Limited Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
CA2478516C (en) 2003-09-30 2007-12-11 Jaguar Nickel Inc. A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores
CN1243838C (en) * 2003-11-13 2006-03-01 吉林吉恩镍业股份有限公司 Technology for preparing cell-level high purified nickel sulfate by the selective leach of water quenching high grade nickel and sulfuric acid
CN101195858B (en) * 2007-12-20 2010-08-25 金川集团有限公司 Method for extracting nickel with pressure leaching of non-metal high nickel sulfonium material
CN101886167A (en) * 2010-07-01 2010-11-17 北京矿冶研究总院 Method for producing cathode nickel by selective leaching-electrodeposition of high nickel matte
CN102154545B (en) * 2011-05-26 2012-11-28 中国地质科学院矿产综合利用研究所 Low nickel matte high-temperature oxygen pressure water leaching process

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU458600A1 (en) * 1971-11-15 1975-01-30 Норильский Вечерний Индустриальный Институт Method of recycling matte
GB1431590A (en) * 1972-07-19 1976-04-07 Du Pont Recovery of copper
US4097271A (en) * 1975-12-11 1978-06-27 Cominco Ltd. Hydrometallurgical process for recovering copper and other metal values from metal sulphides
US4828809A (en) * 1983-10-18 1989-05-09 Falconbridge, Limited Separation of nickel from copper in autoclave
RU2149195C1 (en) * 1995-08-14 2000-05-20 Оутокумпу Текнолоджи Ой Method of hydrometallurgical recovery of nickel from nickel matte of two types
RU2252270C1 (en) * 2003-11-11 2005-05-20 ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Method for reprocessing of fused copper-nickel sulfide ores containing cobalt, iron and platinum group metals

Also Published As

Publication number Publication date
FI20145284A (en) 2014-03-27
FI20110279A0 (en) 2011-08-29
WO2013030450A1 (en) 2013-03-07
FI125027B (en) 2015-04-30
AU2012300756A1 (en) 2014-03-06
AU2012300756B2 (en) 2016-04-14
CN103857811A (en) 2014-06-11
ZA201401220B (en) 2015-08-26

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2561621C1 (en) Method of metal extraction from containing materials
RU2741429C1 (en) Method and system for complete reprocessing of copper-nickel sulphide ore
RU2149195C1 (en) Method of hydrometallurgical recovery of nickel from nickel matte of two types
EP1931807B1 (en) Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching
EP0930373B1 (en) Recovery of nickel and/or cobalt from a hydroxide concentrate with an ammonium leach solution
US7811357B2 (en) Method for recovering rare metals in zinc leaching process
AU2011228956B2 (en) Method of processing nickel bearing raw material
US10023936B2 (en) Method of recovering copper and precious metals
ZA200501592B (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
US10323296B2 (en) Process for extraction of copper from arsenical copper sulfide concentrate
US10689732B2 (en) Methods for controlling iron via magnetite formation in hydrometallurgical processes
JP2008512569A (en) Formation of zinc drugs from treatment tributaries.
RU2492253C1 (en) Method of producing nickel from sulfide ore stock
FREE et al. COPPER ORE DUMP LEACHING LEACH LIQUOR STORAGE

Legal Events

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

Effective date: 20160829