SU1244198A1 - Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver - Google Patents

Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver Download PDF

Info

Publication number
SU1244198A1
SU1244198A1 SU843826104A SU3826104A SU1244198A1 SU 1244198 A1 SU1244198 A1 SU 1244198A1 SU 843826104 A SU843826104 A SU 843826104A SU 3826104 A SU3826104 A SU 3826104A SU 1244198 A1 SU1244198 A1 SU 1244198A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
silver
tin
lead
ochreous
standard
Prior art date
Application number
SU843826104A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Юрий Иванович Рубцов
Ольга Петровна Рубцова
Рафаил Дмитриевич Петров
Юрий Дашеевич Ильин
Лидия Федоровна Перминова
Original Assignee
Читинский политехнический институт
Забайкальский Комплексный Научно-Исследовательский Институт Министерства Геологии Ссср
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 Читинский политехнический институт, Забайкальский Комплексный Научно-Исследовательский Институт Министерства Геологии Ссср filed Critical Читинский политехнический институт
Priority to SU843826104A priority Critical patent/SU1244198A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1244198A1 publication Critical patent/SU1244198A1/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)

Description

Изобретение относитс  к гидрометаллургии с применением низкотемпературного сульфагизирующего обжига, преимущестренно к комплексной переработке бедных окисленных оловосодер жащих руд комбинированными методами, и может быть использовано дл  получени  товарных концентратов олова, свинца и серебра, а также дл  удалени  мышь ка и других примесей. The invention relates to hydrometallurgy using low-temperature sulfagizing roasting, mainly for complex processing of lean oxidized tin-containing ores by combined methods, and can be used to produce commercial concentrates of tin, lead and silver, as well as to remove the mouse and other impurities.

Целью изобретени   вл етс  повышение степени извлечени  свинца, снижение содержани  мьшь ка в оловосодержащем концентрате, расхода серной кислоты и упрощени  процесса, The aim of the invention is to increase the degree of extraction of lead, decrease the content of mice in tin-containing concentrate, the consumption of sulfuric acid and simplify the process,

Пример 1, Осуществл лась переработка некондиционного охристого оловосодержащего флотоконцентрата состава: Sn 0,98%, Pb 12,1%, Ag 320 г/т; Ре 19,8%.; As 3,4%. Example 1; Subcontracting ocherous tin-containing flotation concentrate was processed: Sn 0.98%, Pb 12.1%, Ag 320 g / t; Re 19.8% .; As 3.4%.

К этому флотоконцентрату добавл лась концентрированна  серна  кислота в количестве 100% по отношению к весу некондиционных флотоконцентра- тов. Полученна  смесь перемешивалась и вьщерживалась 1,5 ч, образующийс  твердый материал измельчалс  и прокаливалс  при 1 ч. После водного вьпцелачивани  в раствор было извлечено 95% мышь ка и 86% железа, сереб ра и свинца менее 1%.Concentrated sulfuric acid was added to this flotation concentrate in an amount of 100% based on the weight of substandard flotation concentrates. The resulting mixture was stirred and agitated for 1.5 hours, the resulting solid material was ground and calcined at 1 hour. After aqueous aiming, 95% of the mouse and 86% of iron, silver and lead were removed to less than 1%.

После второй стадии выщелачивани  насыщенным раствором хлорида натри  в раствор перешло 95% свинца и 92,6% .серебра.After the second leaching stage with a saturated solution of sodium chloride, 95% of lead and 92.6% of silver were transferred to the solution.

В кремнистом кеке после вьпцелачивани  концентраци  олова составила 2,68% при степени извлечени  97%, содержание мьш1ь ка, свинца и железа соответственно 0,55, 2,03 и 8,75%. In the silicon cake, after concentration of tin, the concentration of tin was 2.68% with a recovery rate of 97%, the content of pulp, lead and iron, respectively, 0.55, 2.03 and 8.75%.

После осаждени  свинца и серебра жженой известью были получены кеки с содержанием свинца 67% и содержанием серебра 460 г/т.After precipitating lead and silver with burnt lime, cakes were obtained with a lead content of 67% and a silver content of 460 g / t.

Пример 2. Сульфатизации по способу, описанному в примере I, подвергалс  тот же некондиционный флото концентрат. Температура сульфатиза- ции составл ла . После двухста- дийного выщелачивани  бьш получен оловосодержащий промпродукт. с содержанием олова 2,67%, свинца 2,53%, железа 7,4%, мышь ка 0,51%.Example 2 Sulfation by the method described in Example I was subjected to the same substandard fleet concentrate. The sulfation temperature was. After two step leaching, a tin-containing intermediate was obtained. with a tin content of 2.67%, lead 2.53%, iron 7.4%, mouse 0.51%.

После обработки солевого раствора в 2 стадии выщелачивани  измельченной жженой известью был получен свинцовый концентрат с содержанием свинца 69,3% и содержанием серебра 468 г/т.After treatment of the salt solution in stage 2 of leaching with crushed burnt lime, lead concentrate was obtained with a lead content of 69.3% and a silver content of 468 g / t.

В табл.1 приведены сравнительные данные по переработке некондиционного флотоконцентрата по способу-прототипу , а также по предлагаемому при 100, 175 - 185, 250 С; при 135 - 150 С без предварительного вытеснени  смеси из исходного флотоконцентрата и концентрированной серной кислоты перед сульфатизацией,Table 1 presents comparative data on the processing of off-grade flotation concentrate by the prototype method, as well as on the proposed at 100, 175 - 185, 250 C; at 135-150 ° C without prior displacement of the mixture from the initial flotation concentrate and concentrated sulfuric acid before sulfatization,

Пример 3. Сульфатизационна  переработка флотоконцентрата с предварительным выдерживанием смеси этог флотоконцентрата с концентрированной серной кислотой в течение 1 ч и расходе серной кислоты, равном 1 т/т.Example 3. Sulfatization processing of a flotation concentrate with preliminary keeping a mixture of this flotation concentrate with concentrated sulfuric acid for 1 hour and a consumption of sulfuric acid equal to 1 ton / t.

Сульфатизаци  по способу, описанному в примере 1, подвергалс  тот же флотоконцентрат, Температура сульфа- тизатдии 135 С. После двухстадийного вьпцелачивани  был получен оловосодержащий промпродукт с содержанием олова 2,,67%, свинца 1,98%, мьщгь ка 0,56%р железа 9,14%.The same flotation concentrate was subjected to sulfatisation according to the method described in example 1, Sulfatizdium temperature 135 C. After a two-stage aiming, tin-containing intermediate product with a tin content of 2 was obtained, 67%, lead 1.98%, 0.56% r iron 9.14%.

После обработки солевого раствора бьт получен свинцовый концентрат с содержанием свинца 66,3% и содержанием серебра 465 г/т, при извлечении из циркулирующих растворов на 95- 97% и из исходного некондиционного флотоконцентрата на 92 - 95%,After treatment of the salt solution, lead concentrate was obtained with a lead content of 66.3% and a silver content of 465 g / t, when extracting from circulating solutions by 95–97% and from initial substandard flotation concentrate by 92–95%,

В табл.2 сведены результаты по извлечению серебра из хлоридных растворов .Table 2 summarizes the results of silver recovery from chloride solutions.

Использование предложенного способа переработки некондиционного охристого оловосодержащего флотоконцентрата по сравнению с прототипом (3) и базовым объектом (4) обеспечивает увеличение степени извлечени  свинца на 10 - 12%; снижение расходов с серной кислотой на 10 - 12%; снижение содержани  мьщ1ь ка в олово- содержап(их товарных флотоконцентрата на 10 - 12%, т.е. довести содержание мышь ка в кондиционных нормах (не Bbmie 0,7%); упростить технологически процесс,Using the proposed method of processing substandard ocher tin-containing flotation concentrate in comparison with the prototype (3) and the basic object (4) provides an increase in the degree of extraction of lead by 10 - 12%; cost reduction with sulfuric acid by 10 - 12%; reduction of content of tin in the tin content (their commodity flotation concentrate by 10 - 12%, i.e., to bring the content of the mouse in conforming norms (not Bbmie 0.7%); simplify the process,

Таблица 2table 2

Claims (1)

СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ НЕКОНДИЦИОННЫХ ОХРИСТЫХ ОЛОВОСОДЕРЖАЩИХMETHOD FOR PROCESSING NON-CONDITIONAL SURFACE TIN CONTAINERS ФЛОТОКОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ СВИНЕЦ И СЕРЕБРО, включающий сульфатизацию их концентрированной серной кислотой с последующим выщелачиванием железа, мышьякасвинца и серебра, о т л и-: чающийся тем, что, с целью повышения степени извлечения свинца, снижения содержания мышьяка в оловосодержащем концентрате, расхода серной кислоты и упрощения процесса, после смешивания флотоконцентрата с концентрированной серной кислотой полученную смесь ввдерживаю.т в течение 1-1,5 ч при комнатной температуре, сульфатизацию ведут при 135-150°C, а выщелачивание проводят сначала водой, а затем - насыщенным раствором хлорида натрия.Of flotation concentrates containing lead and silver, including sulfatization of them with concentrated sulfuric acid followed by leaching of iron, arsenic, lead, and silver, and t: and simplification of the process, after mixing the flotation concentrate with concentrated sulfuric acid, I hold the mixture for 1-1.5 hours at room temperature, sulfatization is carried out at 135-150 ° C, and leaching rovodyat first with water, then - a saturated sodium chloride solution. SU „,1244198SU „, 1244198 1 12401981 1240198
SU843826104A 1984-12-17 1984-12-17 Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver SU1244198A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU843826104A SU1244198A1 (en) 1984-12-17 1984-12-17 Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU843826104A SU1244198A1 (en) 1984-12-17 1984-12-17 Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1244198A1 true SU1244198A1 (en) 1986-07-15

Family

ID=21151894

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU843826104A SU1244198A1 (en) 1984-12-17 1984-12-17 Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1244198A1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР № 1110185, кл. С 22 В 25/04 1984. За вка GB № 1509525, кл. С 22 В 11/04, 1978. . *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101370949B (en) Method for extracting precious metals
CN100443604C (en) Extraction and separation technology for reclaiming main impurity in indium in hydrochloric acid system
GB1493158A (en) Process for the extraction of molybdenum values from molybdenum ores or concentrates containing molybdenum trioxide
CN103409635A (en) Technology for enrichment of valuable metals in tin anode slurry
CH646197A5 (en) METHOD FOR RECOVERING GOLD.
US5876588A (en) Process for removing and recovering copper, silver and zinc from sulfide ores
US3709680A (en) Process for removal of arsenic from sulfo-ore
SU1244198A1 (en) Method of reprocessing sub-standard ochreous tin-containing flotation concentrates which include lead and silver
US4486392A (en) Process for the selective separation of uranium from accompanying metals
US2981595A (en) Recovery of tellurium
US3330648A (en) Process for the leaching of pyrite cinders
US4910000A (en) Method of extracting tungsten values from tungsten containing ores
CA1190047A (en) Method of concentrating silver from anode slime
GB1534171A (en) Process for the recovery of metals contained in sludges containing metal sulphates resulting from the processing of ores
CN85105036B (en) Process for preparing n-zn complex fertilizers
GB1491851A (en) Process for recovering copper and zinc from hydrothermal ore sludges
SU1463785A1 (en) Method of selective recovery of tin from antimony ore concentrate
CN1003079B (en) Technology for concentration and extraction of vanadium penta oxide from a dilute vanadium-contg. solution
CN1044499A (en) Recycle oxalic acid extracts the technology of rare earth
CN111850296A (en) Method for recovering and preparing high-purity strontium compound from rare earth ore
RU2075524C1 (en) Method of processing of zinc-containing solutions
US2640754A (en) Treatment of carnotite ore materials
CN108467947A (en) A kind of processing method of high bismuth noble metal concentrate
CN1036885A (en) A kind of preparation method of alkaline addtives used for foods
CN115386744B (en) Method for high-value utilization of manganese anode slime