[go: up one dir, main page]

RU2561621C1 - Способ извлечения металлов из содержащего их материала - Google Patents

Способ извлечения металлов из содержащего их материала 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
English (en)
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/ru

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G53/00Compounds of nickel
    • 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
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G3/00Compounds of copper
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • 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
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • 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
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • 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
    • C22B23/0423Halogenated 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
    • 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
    • C22B23/043Sulfurated 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
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated 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
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated 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
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/16Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in organic solutions
    • 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

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

Abstract

Изобретение относится к способу, c помощью которого ценные металлы и возможные благородные металлы извлекают из смешанного штейна, полученного в плавильной печи. Ценные металлы в материале, полученном в плавильной печи, выщелачивают кислым раствором, содержащим сульфат и хлорид, из которого каждый металл выделяют с помощью экстракции растворителем. При выщелачивании все благородные металлы, содержащиеся в данном материале, остаются в нерастворенном виде в остатке после выщелачивания, из которого их выщелачивают раствором, содержащим хлористоводородную кислоту, в окислительных условиях и отделяют от раствора посредством экстракции растворителем. Техническим результатом являетcя более высокая регулируемость содержания серы и железа при извлечении ценных и благородных металлов. 13 з.п. ф-лы, 1 ил.

Description

Область техники
Данное изобретение относится к способу извлечения металлов из материалов, которые их содержат.
Уровень техники
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).
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
Цель изобретения
Преимуществом способа согласно данному изобретению по сравнению с обычными способами является более высокая регулируемость серы и в особенности железа.
Сущность изобретения
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.
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.
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.
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.
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.
В способе по данному изобретению количество хлорида в растворе для выщелачивания обычно составляет 150-200 г/л, а количество сульфата 70-100 г/л.
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.
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.
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.
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.
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.
Согласно одному из примеров воплощения данного изобретения часть обедненного по благородным металлам раствора хлористоводородной кислоты подают на стадию выщелачивания ценных металлов.
Перечень чертежей
Фиг. 1 представляет в виде схемы один из примеров воплощения данного изобретения.
Подробное описание изобретения
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.

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.
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.
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.
4. Способ по п. 2, в котором выделение ценных металлов из раствора проводят посредством экстракции растворителем в следующем порядке: серебро, медь, кобальт и никель.
5. Способ по п. 1, в котором количество хлорида в выщелачивающем растворе составляет 150-200 г/л.
6. Способ по п. 1, в котором количество сульфата в выщелачивающем растворе составляет 70-100 г/л.
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.
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.
9. Способ по п. 8, в котором содержащий железо раствор нейтрализуют до значения pH 2-2,5 для осаждения железа из раствора.
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.
11. Способ по п. 10, в котором раствор хлористоводородной кислоты имеет концентрацию выше 5 М, предпочтительно 6-8 М.
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.
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.
14. Способ по пп. 12-13, в котором часть обедненного по благородным металлам раствора хлористоводородной кислоты направляют на стадию выщелачивания ценных металлов.
RU2014107772/02A 2011-08-29 2012-08-28 Способ извлечения металлов из содержащего их материала RU2561621C1 (ru)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20110279 2011-08-29
FI20110279A FI20110279A7 (fi) 2011-08-29 2011-08-29 Menetelmä metallien talteenottamiseksi niitä sisältävästä materiaalista
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 (ru) 2015-08-27

Family

ID=44515408

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2014107772/02A RU2561621C1 (ru) 2011-08-29 2012-08-28 Способ извлечения металлов из содержащего их материала

Country Status (6)

Country Link
CN (1) CN103857811A (ru)
AU (1) AU2012300756B2 (ru)
FI (2) FI20110279A7 (ru)
RU (1) RU2561621C1 (ru)
WO (1) WO2013030450A1 (ru)
ZA (1) ZA201401220B (ru)

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 Method for the recovery of copper and precious metals
EP3066101B1 (en) 2013-11-08 2020-07-29 Dana-Farber Cancer Institute, Inc. Combination therapy for cancer using bromodomain and extra-terminal (bet) protein inhibitors
KR20160130778A (ko) 2014-02-28 2016-11-14 텐샤 세러퓨틱스 인코포레이티드 고인슐린혈증과 관련된 질환의 치료
KR20170068597A (ko) 2014-10-27 2017-06-19 텐샤 세러퓨틱스 인코포레이티드 브로모도메인 저해제
CA2983353A1 (en) 2015-04-21 2016-10-27 University Of Saskatchewan Methods for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents
RU2598726C1 (ru) * 2015-05-12 2016-09-27 Сергей Марциянович Совка Способ комплексной переработки материала, содержащего драгметаллы
US9777346B2 (en) 2015-09-03 2017-10-03 Battelle Energy Alliance, Llc Methods for recovering metals from electronic waste, and related systems
CN106566933B (zh) * 2016-11-01 2018-07-20 金川集团股份有限公司 一种用于降低硫酸镍生产中的混合渣中钴含量的方法
CN107199124B (zh) * 2017-04-25 2019-09-27 昆明理工大学 一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法
CN107385233B (zh) * 2017-07-07 2019-05-10 金川集团股份有限公司 一种高铁低镍锍氯化精炼的方法
WO2019122985A1 (en) 2017-12-22 2019-06-27 Arcelormittal Method for the treatment of iron-containing sludge
RU2706400C9 (ru) * 2019-07-11 2020-01-17 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Способ переработки медно-никелевых сульфидных материалов
PL3822374T3 (pl) * 2019-11-18 2024-01-29 Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG Sposób odzyskiwania czystego metalu
CN112458293A (zh) * 2020-11-17 2021-03-09 湖南仁发材料科技有限公司 一种氯浸置换尾液内有价金属的回收方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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 (ru) * 1995-08-14 2000-05-20 Оутокумпу Текнолоджи Ой Способ гидрометаллургического извлечения никеля из никелевых штейнов двух видов
RU2252270C1 (ru) * 2003-11-11 2005-05-20 ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Способ переработки плавленых сульфидных медно-никелевых материалов, содержащих кобальт, железо и металлы платиновой группы

Family Cites Families (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3975189A (en) 1971-03-18 1976-08-17 Falconbridge Nickel Mines Limited Recovery of copper sulphide and nickel from solution
US3880653A (en) 1971-03-18 1975-04-29 Falconbridge Nickel Mines Ltd Chlorine leach process
SU458600A1 (ru) * 1971-11-15 1975-01-30 Норильский Вечерний Индустриальный Институт Способ переработки файнштейна
US4041126A (en) 1975-12-18 1977-08-09 Pgp Industries, Inc. Separation and selective recovery of platinum and palladium by solvent extraction
FI64188C (fi) 1979-06-29 1983-10-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer selektiv lakning 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 (fi) 1989-01-27 1991-08-15 Outokumpu Osakeyhtioe Foerfarande och anlaeggning foer framstaellning av nickelfinsten.
FI97154C (fi) 1994-11-15 1996-10-25 Outokumpu Eng Contract Menetelmä nikkelikuparikiven liuottamiseksi
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 (zh) * 2003-11-13 2006-03-01 吉林吉恩镍业股份有限公司 水淬高冰镍硫酸选择性浸出制取电池级高纯硫酸镍工艺
CN101195858B (zh) * 2007-12-20 2010-08-25 金川集团有限公司 非金属化高镍锍物料的加压浸出提取镍方法
CN101886167A (zh) * 2010-07-01 2010-11-17 北京矿冶研究总院 一种高冰镍选择性浸出-电积生产阴极镍的方法
CN102154545B (zh) * 2011-05-26 2012-11-28 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种低冰镍高温氧压水浸工艺

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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 (ru) * 1995-08-14 2000-05-20 Оутокумпу Текнолоджи Ой Способ гидрометаллургического извлечения никеля из никелевых штейнов двух видов
RU2252270C1 (ru) * 2003-11-11 2005-05-20 ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Способ переработки плавленых сульфидных медно-никелевых материалов, содержащих кобальт, железо и металлы платиновой группы

Also Published As

Publication number Publication date
AU2012300756B2 (en) 2016-04-14
WO2013030450A1 (en) 2013-03-07
AU2012300756A1 (en) 2014-03-06
ZA201401220B (en) 2015-08-26
FI20110279A0 (fi) 2011-08-29
FI20110279A7 (fi) 2013-03-01
FI125027B (fi) 2015-04-30
CN103857811A (zh) 2014-06-11
FI20145284L (fi) 2014-03-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2561621C1 (ru) Способ извлечения металлов из содержащего их материала
RU2741429C1 (ru) Способ и система полной повторной переработки медно-никелевой сульфидной руды
RU2149195C1 (ru) Способ гидрометаллургического извлечения никеля из никелевых штейнов двух видов
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
CN105339511B (zh) 回收铜和贵金属的方法
US7547348B2 (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
FREE et al. COPPER ORE DUMP LEACHING LEACH LIQUOR STORAGE
JP2008512569A (ja) 処理の支流からの亜鉛薬の生成

Legal Events

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

Effective date: 20160829