SU1766994A1 - Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь - Google Patents
Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь Download PDFInfo
- Publication number
- SU1766994A1 SU1766994A1 SU904845488A SU4845488A SU1766994A1 SU 1766994 A1 SU1766994 A1 SU 1766994A1 SU 904845488 A SU904845488 A SU 904845488A SU 4845488 A SU4845488 A SU 4845488A SU 1766994 A1 SU1766994 A1 SU 1766994A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- metals
- leaching
- sulfuric acid
- solution
- ferrous
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: гидрометаллурги цветных металлов, переработка бедных сульфидных руд, содержащих цветные и драгоценные металлы. Сущность: полиметаллическое сульфидное сырье, в частности шламы легкой фракции, подвергают агитационному выщелачиванию раствором серной кислоты в присутствии хлористого натри и кислорода воздуха. При этом выщелачивающий раствор содержит серную кислоту в концентрации 200-400 г/л и дополнительно нитраты щелочных или щепоч- ноземельных металлов в количестве 50-100 г/л. Из раствора после выщелачивани провод т выделение металлов известными способами 7 табл. С
Description
Изобретение относитс к гидрометаллургии цветных металлов и может быть использовано при переработке бедных сульфидных руд, содержащих цветные и драгоценные металлы, методом чанового выщелачивани .
В насто щее врем промпродукты с низким содержанием цветных и благородных металлов не перерабатываютс или подмешиваютс к обогащенным концентратам , что осложн ет процесс их переработки.
Существует способ извлечени металлов из побочных продуктов производства, содержащих Си, Pb, Zn, Fe, As, Ag и/или Cd, заключающийс в том, что продукты выщелачивают серной кислотой в атмосфере сернистого газа при температуре более или равной 70°С
Недостатком способа вл етс то, что в процессе выщелачивани используют нистый газ и повышенную температуру
Наиболее близким к предлагаемому вл етс способ переработки полиметаллических шламов легкой фракции ПДО Тишин- ского рудника (табл. 1) методом агитационного выщелачивани кислыми хлоридными растворами в присутствии кислорода воздуха. Сущность метода заключаетс в следующей. Шламы легкой фракции перемешиваютс с водой во флотомашине при соотношении дл получени суспензии , котора затем поступает в сгуститель , где происходит отмучивание барита за счет гравитационного разделени . После разделени , сгустивша с т жела фракци подаетс в агитатор, куда подаютс также вода, хлорид натри и серна кислота Концентраци серной кислоты и хлорида натри должны поддерживатьс на уровне 20 и 200 г/л соответственно. Происходит выщелачивание металлов в агитаторе. Затем пульпа подаетс в сгуститель, где происходит разделение жидкой и твердой фаз. Жидка фаз э из сгустител подаетс на осадительный комплекс, а тверда часть - в агитатор дл довыщелачивани цинка, где разбавл етс водой до соотношени . Сюда же подаетс серна кислота дсГкон- иентрации 20 г/л. После довыщелачивани цинка пуггьпа подаетс в сгуститель, где отстаиваетс . Осветленный раствор поступает на осадительный комплекс, тверда фракци - на установку обезвоживани , а затем выводитс в отвал. На осадительном комплексе все продукционные растворы поступают в реактор комплексного гел , куда подаетс кальцинированна сода или сульфид натри до достижени рН раствора , равного 9. При этом все металлы, наход щиес в растворе, переход т в карбонатную или сульфидную форму и, попада с раствором в отстойник, выпадают в осадок в виде гел . Затем предлагаетс схема постадийного извлечени металлов из полученного комплексного гел с получением обогащенных концентратов индивидуальных элементов, которые передаютс на обогатительную фабрику и добавл ютс в сгустители одноименных концентратов.
По технологической схеме образуетс один отход - выщелоченные шламы легкой фракции при примерном содержании свинца 0,065%. цинка 0.52%, меди 0,06% и железа 3,25 Степень извлечени Pb, Zn, Fe, Cu по известной методике составл ет 89. 45,3, 14 и 44,5% соответственно (табл. 2).
Извлечение свинца, цинка, меди и же- ле за рассчитаны с учетом остаточного содержани этих металлов в шламе, условно принима концентрацию Pb, Zn. Cu и Fe в промывных водах идущих на слив, равной нулю.
Недостатком способа вл етс низкое коллективное извлечение цветных металлов .
Целью изобретени вл етс увеличение коллективного извлечени цветных и благородных металлов при переработке полиметаллического сульфидного сырь .
Поставленна цель достигаетс за счет того, что исходный измельченный продукт обрабатывают кислым хлоридным раствором , содержащим серную кислоту в количестве 200-400 г/л и нитраты щелочных или щелочноземельных металлов в количестве 50-100 г/л при комнатной температуре в
течение 24 ч в присутствии кислорода воздуха и хлорида натри .
Предлагаемый процесс растворени сульфидов цветных металлов рассмотрен на примере растворени PbS. Окисление PbS в сернокислой среде кислородом воздуха в присутствии хлорида натри протекает по следующей реакции:
PbS+2O2+ 3NaCH NaPbCl3+ №2804 (1) Дл ускорени этого процесса при комнатной температуре необходимо введение нитрат-ионов.
При смешивании растворов серной кислоты, хлористого натри и нитрата на- три имеет место следующее равновесие: №МОз+ HaS04+ NaCI ЈHN03+ HCI+ NasSO
(2)
Ускорение окислени PbS в сернокислой среде кислородом воздуха в присутст- вии хлорида натри и нитрата натри св зано со следующими процессами:
3PbS+8HN03+6NaCK3PbCl2+8N02+ 3Na2S04+4H20 ;(3)
3PbCl2+3NaCt- 3NaPbCl3 (4)
8NO+402- 8N02:(5)
8N02+4H20- MHN02+4HN03 . (6)
4НЫ02+202 4НМОз:(7)
Таким образом, каталитический цикл окислени PbS повтор етс . Примеры осуществлени предлагаемого способа.
Выщелачиванию подвергали бедные сульфидные руды состава, %: Си 0,05; Zn 0,40; Fe 1,5;-Pb 0,15. Руду измельчали до 0,5 мм- 100%.
П р и м е р 1. Навеску измельченной руды массой 50 г загружали в реактор дл выщелачивани , заливали раствором в соотношении .1 и перемешивали мешал- кой в течение 24 ч при комнатной температуре. Состав раствора дл выщелачивани , г/л: NaCI 120; №МОз, Са(МОз)2 100; H2S04 100, 200, 250, 400. 500.
Остаток от выщелачивани отфильтро- вывали, промывали, промывные воды объе дин ли с раствором от выщелачивани и определ ли содержание Pb, Cu, Zn и Fe в твердой и жидкой фазах. Данные сведены в табл. 3.
Разделение элементов из раствора коллективного выщелачивани провод т по любым существующим методикам.
П р и м е р 2. Навеску измельченной , руды массой 50 г подвергали выщелачиванию , как в примере 1. Состав раствора дл выщелачивани , г/л: NaCI 120; H2S04 200; NaNO 20, 50, 100, 200. Данные сведены в табл.4.
П р и м е р 3. Выщелачиванию подвергалась руда по примеру 1. Состав раствора дл выщелачивани , г/л: хлорид натри 120; серна кислота 200: нитрат кальци 20. 50, 100, 200. Данные сведены в табл. 5.
Анализ данных табл. 3-5 показывает, что наиболее оптимальными параметрами дл совместного (коллективного) выщелачивани цветных металлов например свинец, цинк, медь и железо из бедных сульфидных руд, вл ютс следующие: концентраци серной кислоты 200-400 г/л, концентраци нитратов щелочных или щелочноземельных металлов 50-100 г/л в присутствии 120 г/л NaCI.
В качестве исходного сырь были вз ты бедные сульфидные попиметаллические руды цветных и благбродных металлов. Предлагаемый процесс растворени драгметаллов рассмотрен на примере растворени золота.
Азотиста кислота, образовавша с в процессе окислени сульфидов цветных металлов (ур-ние 6) кислородом воздуха в сернокислой среде в присутствии нитрат- и хлорид-ионов, раствор ет золото в сол нокислой среде по реакции:
Au+3HN02+ 4HCI HAuCM+ 3NO+ ЗНаО
(8)
Образовавша с окись азота в этой реакции реагирует с кислородом воздуха по реакции (5). а затем двуокись азота с водой по реакции (6) с образованием вновь азотистой кислоты. Таким образом каталитический цикл растворени золота повтор етс .
Пример. Выщелачиванию подвергали сульфидную руду состава, %: Си 0,07; Zn 0,79; Fe 2,15: Pb 0.31; Ag 14.55 Аи 2,0840.
Выщелачивание проводили по описанной методике с тем же изменением интервалов по серной кислоте и нитратом щелочных и щелочноземельных металлов в присутствии 120 г/л хлорида натри . Данные сведены в табл. 6.
П р и м е р 5. Выщелачиванию подвергали сульфидную руду того же состава, что и в примере 4. Концентраци хлористого натри 200 г/л, как в прототипе, при граничных значени х по серной кислоте 200-400 г/л и нитрату натри 50-100 г/л. Данные приведены в табл. 7.
Рассмотрим данные, помещенные в таблицах 3-5. Оптимальна концентраци серной кислоты в растворе выщелачивани составл ет 200-400 г/л Этот интервал выбран по следующим соображени м. Концентраци серной кислоты менее 200 г/л в растворе выщелачивани приводит к увеличению извлечени Zn. Си. но уменьшаетс извлечение Fe и более чем в 2 раза извлечение РЬ. Так как целью изобретени вл етс увеличение коллективного извлечени металлов, то целесообразно вз ть интервал по кислотности 200-400 г/л. В этом интервале происходит значительное увеличение Zn, Си, и Fe, хот извлечение РЬ приближаетс к прототипу или незначительно увели0 чиваетс . Дл увеличени коллективного извлечени данный интервал оптимален.
Увеличение концентрации более 400 г/л нецелесообразно, так как не увеличиваетс коллективное извлечение метзл5 лов.
Рассмотрим вли ние концентрации нитратов щелочных - щелочноземельных металлов на коллективное извлечение цветных металлов и железа. Концентраци
0 NaNOa Са(МОз)2 менее 50 г/л приводит к увеличению извлечени Zn, Си, Fe, но извлечение РЬ ниже, чем в прототипе, а увеличение концентрации NaNOa, Ca(N03)2J более 100 г/л не приводит к увеличению извлече5 ни Zn, Cu, Fe, а дл РЬ даже ниже, чем в интервале концентраций ЫаМОз, Са(МОз)2. равном 50-100 г/л. Поэтому дл увеличени коллективного извлечени цветных металлов и железа, нецелесообразно опериро0 вать концентраци ми NaN03, Са(МОз)2 в интервале 50-100 г/л.
Рассмотрим данные, помещенные в
табл. 6. При концентрации (МОз)2
. менее 50 г/л происходит увеличение извле5 чени Zn. Cu и Fe, но извлечение РЬ ниже, чем в прототипе. При этом извлекаетс Ад и не извлекаетс Аи. При концентрации NaNOa. Са(МОз)2 более 100 г/л не происходит значительных изменений в количествен0 ном извлечении металлов. Следовательно, оптимальным интервалом концентраций NaNOa, Са(МОзЫ вл етс 50-100 г/л.
Интервал концентраций по серной кислоте вз т 200-400 г/л. Если концентраци
5 НаЗОз менее 200 г/л, то извлечение РЬ и Fe ниже, чем в прототипе, при этом Аи не извлекаетс , а Ад извлекаетс незначительно. Концентрацию НзЗОз более 400 г/л брать нецелесообразно, так как не происходит
0 увеличени коллективного извлечени металлов .
Из данных табл. 7 видно, что увеличение концентрации NaCI (до уровн прототипа ) 200 г/л приграничных значени х по
5 серной кислоте 200-4000 г/л и нитрату щелочного металла 50-100 г/л не приводит к значительному увеличению коллективного извлечени металлов, а потому брать концентрацию NaCI равной 200 г/л, нецелесообразно .
Таким образом, предлагаемый способ переработки дает хорошие результаты по выщелачиванию как бедных полиметаллических сульфидных руд цветных металлов, так и аналогичных руд, содержащих такие драгметаллы, как золото и серебро.
Использование предлагаемого способа позвол ет перерабатывать бедные сульфид- ные руды, повышать извлечение свинца, цинка, меди и железа и дополнительно выщелачивать золото и серебро. Кроме того, метод не требует сложного оборудовани ,
Исходный химический состав шлаиов ЦДО, содержание, (прототип)
Claims (1)
- Формула изобретени Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь , включающий агитационное выщелачивание раствором серной кислоты в присутствии хлористого натри и кислорода воздуха и последующее выделение металлов из раствора, отличающийс тем, что, с целью увеличени коллективного извлечени цветных и благородных металлов, выщелачивание провод т раствором, содержащим серную кислоту в количестве 200-400 г/л и дополнительно нитраты щелочных или щелочноземельных металлов в количестве 50-100 г/л,Таблица 1ТаблицаПрототип
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU904845488A SU1766994A1 (ru) | 1990-05-29 | 1990-05-29 | Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU904845488A SU1766994A1 (ru) | 1990-05-29 | 1990-05-29 | Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1766994A1 true SU1766994A1 (ru) | 1992-10-07 |
Family
ID=21524384
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU904845488A SU1766994A1 (ru) | 1990-05-29 | 1990-05-29 | Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1766994A1 (ru) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2000065111A1 (en) * | 1999-04-28 | 2000-11-02 | International Pgm Technologies Limited | Oxidative pressure leach recovery of precious metals using halide ions |
-
1990
- 1990-05-29 SU SU904845488A patent/SU1766994A1/ru active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
За вка JP № 61-54095, кл. С 22 В 3/00, 1985. Заключительный отчет СКТМИ Опытно-промышленные испытани подземного выщелачивани свинца и цинка из заболан- совых руд и кучное выщелачивание из эфи- лей М гос. регистрации 0183002624. Рук. В. Н Келин * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2000065111A1 (en) * | 1999-04-28 | 2000-11-02 | International Pgm Technologies Limited | Oxidative pressure leach recovery of precious metals using halide ions |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4654078A (en) | Method for recovery of precious metals from difficult ores with copper-ammonium thiosulfate | |
RU2105824C1 (ru) | Способ гидрометаллургического извлечения металлов из комплексных руд | |
US4063933A (en) | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates | |
US4619814A (en) | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates | |
EA013353B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырьевого материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида | |
US3053651A (en) | Treatment of sulfide minerals | |
CA1224926A (en) | Method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
US4342592A (en) | Non-polluting process for recovery of precious metal values from ores including those containing carbonate materials | |
AU595236B2 (en) | Process for the recovery of noble metals from ore-concentrates | |
MXPA03000209A (es) | Produccion de oxido de zinc a partir de minerales solubles en acido utilizando un metodo de precipitacion. | |
US6451275B1 (en) | Methods for reducing cyanide consumption in precious metal recovery by reducing the content of intermediate sulfur oxidation products therein | |
US5013359A (en) | Process for recovering gold from refractory sulfidic ores | |
US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
CA2629093C (en) | Thiosulfate generation in situ in precious metal recovery | |
US4127639A (en) | Process for recovering silver from residues containing silver and lead | |
SU1766994A1 (ru) | Способ переработки полиметаллического сульфидного сырь | |
US3791817A (en) | Recovery of cooper from copper sulfide containing concentrates | |
FI56553C (fi) | Foerfarande foer utfaellning av ickejaernmetaller fraon en vattenhaltig sur mineralloesning | |
GB1534171A (en) | Process for the recovery of metals contained in sludges containing metal sulphates resulting from the processing of ores | |
EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
EA037155B1 (ru) | Способ переработки руд, низкосортных концентратов и техногенных отходов меди | |
EA009503B1 (ru) | Способ переработки руд на основе сульфида меди | |
US3523787A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of high pure copper values from copper and zinc bearing materials and for the incidental production of potassium sulfate | |
RU2116840C1 (ru) | Способ флотации сульфидных медно-никелевых руд | |
US1937631A (en) | Process of treating zinc ores |