SU804707A1 - Method of concentrating and activating complex cupric sulfides - Google Patents
Method of concentrating and activating complex cupric sulfides Download PDFInfo
- Publication number
- SU804707A1 SU804707A1 SU792754526A SU2754526A SU804707A1 SU 804707 A1 SU804707 A1 SU 804707A1 SU 792754526 A SU792754526 A SU 792754526A SU 2754526 A SU2754526 A SU 2754526A SU 804707 A1 SU804707 A1 SU 804707A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- electrolyte
- iron
- chloride solution
- organic
- anode
- 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
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
ii
Изобретение откоситс к цветной металлургии, в частности к способам переработки халькопиритсодержащих флотационных концентратов.The invention favors non-ferrous metallurgy, in particular, to methods for processing chalcopyrite-containing flotation concentrates.
Известен способ обогащени и.активации сложных сульфидов меди, содержащих железо, электролизом пульпы в хлоридном растворе при повышенной температуре с разделением анодного и катодного пространства диафрагмой . По этому способу опыты провд т в коническом стекл нном сосуде, снизу укрепл ют эпоксидным клеем катод из свинца площадью 30-40 см . Анодное пространство отдел ют от катодного конической диафрагмой из полиэтиленовой ткани. Анодом служит сетка из пластины, расположенна параллельно катоду. В качестве элекролита используют 2-10 М растворы НС1 и 1-2,5 М растворы H2S04. Концентрат крупностью частиц 75-81% 0 ,074 мм помещают на катод,плотност тока поддерживают 1300-11000 А/м температуру в электролизной ванне измен ют от 70 до 90°С. Путем эле тролиза пульпы халькопиритного концентрата оптимальные услови : 5 М Н BO-9(fC, j 10000 А/м, катод ri3 Pb. продолжительность 1-2 ч можноA known method of enriching and activating complex copper sulphides containing iron by pulp electrolysis in a chloride solution at elevated temperature with the separation of the anodic and cathodic space by a diaphragm. According to this method, the experiments were carried out in a conical glass vessel, and the cathode made of lead with an area of 30-40 cm was reinforced from below with epoxy glue. The anode space is separated from the cathode by a conical diaphragm made from polyethylene fabric. The anode is a grid of a plate located parallel to the cathode. 2-10 M HC1 solutions and 1-2.5 M H2SO4 solutions are used as an electrolyte. The concentrate with a particle size of 75-81% 0, 074 mm is placed on the cathode, the current density is maintained at 1300-11000 A / m, the temperature in the electrolysis bath is changed from 70 to 90 ° C. By electrolysis of chalcopyrite concentrate pulp optimal conditions: 5 M N BO-9 (fC, j 10000 A / m, cathode ri3 Pb. Duration 1-2 hours possible
получить активизированный концентрат, из которого при последующем выщелачивании хлоридным раствором (0,5 М CUC12.+ 2 М NaCl + 1 М НС1, при 105 С)to obtain an activated concentrate, from which during subsequent leaching with a chloride solution (0.5 M CUC12. + 2 M NaCl + 1 M HCl, at 105 C)
извлекаетс 97-99% Си l.97–99% C of l is recovered.
Недостатком способа вл етс больша длительность процесса, потери меди с электролитом и значительный расход электроэнергии.The disadvantage of this method is the long duration of the process, the loss of copper with the electrolyte and the considerable energy consumption.
0 Цель изобретени - интенсификаци процесса, уменьшение потерь меди с электролитом, уменьшение расхода электроэнергии и выделение основной части серы в элементарном виде.0 The purpose of the invention is to intensify the process, reducing the loss of copper with electrolyte, reducing power consumption and isolating most of the sulfur in an elemental form.
5 Поставленна цель достигаетс 5 The goal is achieved
тем, что в анодное пространство ввод т несмешивающийс с электролитом органический комплексообразователь железа (Ш ) из группы органофосфор0 ных соединений, а в качестве электролита используют хлоридный раствор, содержащий 1-2 М сол ной кислоты и 200-300 г/л хлористого кальци .the fact that an organic complexing agent of iron (III) from the group of organophosphorous compounds is introduced into the anode space, which is not mixed with electrolyte, and a chloride solution containing 1–2 M hydrochloric acid and 200–300 g / l calcium chloride is used as the electrolyte.
В качестве органического комплек5 сообразовател ввод т трибутилфосфиноксид при соотношении органическа фаза : водна фаза (1-20): 20.Tributylphosphine oxide is introduced as an organic complex of the co-agent with an organic phase: aqueous phase (1-20): 20.
При электролизе пульпы, содержащей халькопирит, сложный сульфид при прохождении тока через границу раздела фаз разлагаетс в кислой среде с образованием халькозина и вьзделением сероводорода по реакции 2CuFeS -b6H +2e - Cu2S + 3HjS- -2Fe Мигриру в анодное пространство железо ( 1. ) окисл етс 2.4- ЪFe + е Восстановление халькопирита тормозитс при осаждении солей железа порах продукта. Поэтому дл устране ни указанных выше недостатков в анодное пространство ввод т несмеши вающийс с электролитом органически комплексообразователь железа (.Ш.) . В результате обработки образуетс д сло - органический и водный, приче железо { Щ) практически полностью извлекаетс из реакционной системы органическую фазу. При уменьшении концентрации кислоты ниже 1-2 М НС ( без введени хлористого кальци ) интенсивность электролиза сокращает с на 30-40%, а увеличение концентрации НС1 вызывает осложнени , св занные с использованием агрессивных растворов. По данным рентгенофазового и ми нералогического анализов активированный остаток представлен трем фазами, причем основна фаза - хал КОЗИН, нерудна часть представлена элементарной серой. Кроме того, после активации в остатке обнаружи етс небольша дол борнита. Пример. Опыты провод т в лабораторном электр9лизере. Катодом служит свинцова пластинка площадью 32 см . Анодное пространство отдел jpT от катодного диафрагмой. Анодом служит сетка из пластины. Концентрат состава, %: медь 26,7, железо 28,7, сера 32,4, вис1/1ут 0,65 крупностью 80% - 0,074 мм. Минералогический состав , %: CuFeSi 82,3, 4,2, ,5%. Электролиз ведут при плотности тока 9800 А/м. Через 1-5 мин после начала электролиза в анодное пространство ввод т 0,5 М раствор трибутилфосфиноксида в бензо ле при отношении равновесных фаз 0:В 1: (10-20) . После окончани опытов фазы раздел ют в делительной воронке. Железо реэкстрагируют обработкой органической фазы водой, после чего его анализируют известными методами. Активизированный концентрат в количестве 3 г выщелачивают хлоридным раствором состава 0,5 М CuCl, 2 М NaCl, 1 М HCI при 100°С. Результаты опытов определ ют по количеству железа, перешедшего в раствор, количеству исходных и конечных сухих продуктов, а также по их структуре при помощи рентгеноструктурного анализа. . В таблице приведены данные по вли нию состава электролита и отношени фаз О:Б на продолжительность процесса активации и на показатели выщелачивани активированного остатка хлоридным раствором.During the electrolysis of chalcopyrite-containing pulp, complex sulfide decomposes in an acidic medium during the passage of a current through the phase boundary to form chalcocite and hydrogen sulfide is released by the reaction of 2CuFeS -b6H + 2e - Cu2S + 3HjS- -2Fe Migryr into the anodic space iron (1.) acid 2.4-Fe + e Chalcopyrite recovery is inhibited during the precipitation of iron salts in the pores of the product. Therefore, in order to eliminate the above disadvantages, an organically complexed iron complexing agent (.Sh.) is added to the anode space. As a result of the processing, the d layer is formed - organic and aqueous, with iron (S)) the organic phase is almost completely removed from the reaction system. When the acid concentration decreases below 1-2 M HC (without calcium chloride), the electrolysis intensity decreases by 30-40%, and an increase in the HC1 concentration causes complications associated with the use of aggressive solutions. According to X-ray and mineralogical analyzes, the activated residue is represented by three phases, with the main phase, KOZIN chal, the non-metallic part is represented by elemental sulfur. In addition, after activation, a small dolite is found in the residue. Example. The experiments were carried out in a laboratory electrolyzer. The cathode is a lead plate with an area of 32 cm. Anodic space is the jpT division from the cathode diaphragm. The anode is a grid of plates. The concentrate composition,%: copper 26.7, iron 28.7, sulfur 32.4, vis1 / 1ut 0.65, particle size 80% - 0.074 mm. Mineralogical composition,%: CuFeSi 82.3, 4.2, 5%. The electrolysis is carried out at a current density of 9800 A / m. After 1–5 min after the start of electrolysis, a 0.5 M solution of tributylphosphine oxide in benzene is introduced into the anode space at an equilibrium phase ratio of 0: B 1: (10–20). After completion of the experiments, the phases are separated in a separatory funnel. Iron is reextracted by treating the organic phase with water, after which it is analyzed by known methods. An activated concentrate in the amount of 3 g is leached with a chloride solution of composition 0.5 M CuCl, 2 M NaCl, 1 M HCI at 100 ° C. The results of the experiments are determined by the amount of iron that has passed into the solution, the amount of the initial and final dry products, and also by their structure using x-ray structural analysis. . The table shows the data on the effect of the electrolyte composition and the O: B phase ratio on the duration of the activation process and on the leaching of the activated residue with the chloride solution.
1 - 30 80 Без 32,6 20,9 комплексообразовател 1- 30 80 1:10 39,3 18,4 250 30 80 1:10 39,8 17,8 2 100 30 80 1:10 42,3 16,9 1200 30 80 1:10 12,5 16,3 2200 30 80 Без 40,8 17,4 комплексообразовател 33,3 2,160 81,3 32,3 1,640 86,4 31,6 1,610 88,6 32,6 1,540 95,4 31,2 1,412 96,4 32,0 1,560 92,21 - 30 80 Without 32.6 20.9 complexing agents 1- 30 80 1:10 39.3 18.4 250 30 80 1:10 39.8 17.8 2 100 30 80 1:10 42.3 16.9 1200 30 80 1:10 12.5 16.3 2200 30 80 Without 40.8 17.4 complexing agents 33.3 2.160 81.3 32.3 1.640 86.4 31.6 1.610 88.6 32.6 1.540 95, 4 31.2 1.412 96.4 32.0 1.560 92.2
200200
30thirty
8080
В результате электролиза пульпы халькопирита с использованием хлоридного электролита предложенного состава и введени в анодное пространjCT BO комплексообразовател железа (Ш ) получено качественный медный кондентрат, содержание меди в котором увеличиваетс от 43-44 до 46-48%, основна часть пиритной серы выдел етс в элементарном виде, врем активации сокращаетс с 1-2 ч до 30 мин, а условный расход электроэнергии уменьшаетс с 0,75 кВт-г/кг до 0,64 кВт«г/кг концентрата.As a result of the electrolysis of chalcopyrite pulp using the chloride electrolyte of the proposed composition and the introduction of iron (III) complexer iron into the anode space, high quality copper is obtained, the copper content of which increases from 43-44 to 46-48%, the main part of pyrite sulfur is released in the elementary As a result, the activation time is reduced from 1–2 hours to 30 minutes, and the conventional power consumption is reduced from 0.75 kW g / kg to 0.64 kW g / kg concentrate.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU792754526A SU804707A1 (en) | 1979-04-13 | 1979-04-13 | Method of concentrating and activating complex cupric sulfides |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU792754526A SU804707A1 (en) | 1979-04-13 | 1979-04-13 | Method of concentrating and activating complex cupric sulfides |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU804707A1 true SU804707A1 (en) | 1981-02-15 |
Family
ID=20822792
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU792754526A SU804707A1 (en) | 1979-04-13 | 1979-04-13 | Method of concentrating and activating complex cupric sulfides |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU804707A1 (en) |
-
1979
- 1979-04-13 SU SU792754526A patent/SU804707A1/en active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2105824C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery of metals from complex ore | |
US4159232A (en) | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron | |
ES423107A1 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of zinc, copper and cadmium from their ferrites | |
JP3254501B2 (en) | Method for removing arsenic from acidic solution containing arsenic and iron | |
SU804707A1 (en) | Method of concentrating and activating complex cupric sulfides | |
US3537961A (en) | Process of treating copper ores | |
SU454730A3 (en) | The method of extraction of aluminum from slag | |
RU2585593C1 (en) | Method for heap leaching of gold from refractory ores and technogenic mineral raw material | |
KR100781468B1 (en) | Process for the extraction of a base metal value from an ore or concentrate containing copper and the base metal | |
US3737381A (en) | Apparatus for treating copper ores | |
RU2210608C2 (en) | Method of extraction of noble metals from sulfide materials | |
EP0061468B1 (en) | Recovery of silver from ores and concentrates | |
RU2580356C1 (en) | Method for heap leaching of gold from refractory ores | |
CS268673B2 (en) | Method of zinc production from ores and concentrates | |
US3766026A (en) | Electrolytic process for the recovery of nickel, cobalt and iron from their sulfides | |
RU2635582C1 (en) | Method of leaching metals from refractory carbonaceous ores (versions) | |
CA3075464C (en) | Method for recovering cu and method of preparing electrolytic copper | |
RU2023758C1 (en) | Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate | |
US1397094A (en) | Of sssathtq xjquids uses in ihdustbial chemical | |
US1483056A (en) | Metallurgical process | |
SU1544498A1 (en) | Method of removing harmful admixtures from mineral resources | |
AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
US1928340A (en) | Treatment of complex cobaltic ores | |
RU2068088C1 (en) | Method for leaching of polymetallic raw materials | |
Kasikov et al. | Hydrometallurgical processing of the fine dusts of copper production of OAO Kol’skaya GMK |