FI120406B - Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper - Google Patents
Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper Download PDFInfo
- Publication number
- FI120406B FI120406B FI20070772A FI20070772A FI120406B FI 120406 B FI120406 B FI 120406B FI 20070772 A FI20070772 A FI 20070772A FI 20070772 A FI20070772 A FI 20070772A FI 120406 B FI120406 B FI 120406B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- copper
- solution
- zinc
- extraction
- chloride
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0069—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/26—Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction 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
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/001—Preliminary treatment with modification of the copper constituent
- C22B15/0021—Preliminary treatment with modification of the copper constituent by reducing in gaseous or solid state
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
MENETELMÄ SINKKIÄ JA KUPARIA SISÄLTÄVÄN SULFIDISEN MATERIAALIN HYDROMETALLURGISEKSI KÄSITTELEMISEKSIMETHOD FOR HYDROMETALLURGICAL TREATMENT OF SULFID MATERIALS CONTAINING ZINC AND COPPER
KEKSINNÖN ALAFIELD OF THE INVENTION
s Keksintö kohdistuu menetelmään, jonka avulla sulfidisesta, ainakin kuparia ja sinkkiä sisältävästä raaka-aineesta, kuten rikasteesta, otetaan talteen arvometallit hydrometallurgisen käsittelyn avulla. Raaka-aineen ainesosina on kuparisulfidi ja sinkkisulfidi, jotka liuotetaan alkalikloridi-kupari(ll)kloridi-liuoksen avulla. Muodostuneesta liuoksesta poistetaan kaksiarvoinen 10 kuparikloridi, ja liuos johdetaan sinkkiuuttoon sinkin poistamiseksi alkali-kloridi-kupari(l)kloridiliuoksesta. Sinkkiuutosta tuleva ja sinkin suhteen köyhtynyt liuos johdetaan lopulliseen liuospuhdistukseen ja kuparin talteenottoon. Prosessissa tarvittavat reagenssit saadaan pääosin prosessiin liittyvän kloori-alkalielektrolyysin tuotteina.The invention relates to a process for recovering precious metals from a sulphidic, at least copper and zinc-containing raw material, such as concentrate, by hydrometallurgical treatment. The raw material consists of copper sulphide and zinc sulphide, which are dissolved in an alkali-copper (II) chloride solution. From the resulting solution, divalent copper chloride is removed and the solution is subjected to zinc extraction to remove the zinc from the alkali chloride-copper (I) chloride solution. The solution from the zinc extraction and depleted of zinc is led to final solution purification and copper recovery. The reagents needed in the process are mainly obtained as products of the chlor-alkali electrolysis associated with the process.
1515
KEKSINNÖN TAUSTABACKGROUND OF THE INVENTION
US-patenttijulkaisussa 6,007,600 on kuvattu Outokumpu Oyj:n kehittämää menetelmää kuparin valmistamiseksi hydrometallurgisesti kuparia sisältävästä raaka-aineesta kuten kuparisulfidirikasteesta. Menetelmän 20 mukaisesti raaka-ainetta liuotetaan vastavirtaliuotuksena väkevällä alkali-kloridi-kupari(ll)kloridiliuoksella useammassa vaiheessa kupari(l)kloridi-liuoksen muodostamiseksi. Koska liuokseen jää aina sekä kaksiarvoista kuparia että muista metalleista muodostuvia epäpuhtauksia, suoritetaan liuokselle kaksiarvoisen kuparin saostus ja liuospuhdistus. Puhdas 25 kupari(l)kloridiliuos saostetaan alkalihydroksidin avulla kupari(l)oksidiksi ja oksidi pelkistetään edelleen elementtikupariksi. Kupari(l)oksidin saostuksen yhteydessä muodostuva aikalikloridiliuos käsitellään edelleen kloorialkali-elektrolyysissä, josta saatavaa kloorikaasua ja/tai kloridiliuosta käytetään raaka-aineen liuotukseen, elektrolyysissä syntyvää alkalihydroksidia 30 kupari(l)oksidisaostukseen ja syntyvää vetyä kuparin pelkistämiseen elementtikupariksi. Menetelmää kutsutaan HydroCopper™ prosessiksi. US-patenttijulkaisussa 6,007,600 kuvataan kuparin talteenottomenetelmää 2 kokonaisuutena, mutta se kohdistuu lähinnä puhtaisiin kuparisulfidi-rikasteisiin.U.S. Patent No. 6,007,600 describes a process developed by Outokumpu Oyj for hydrometallurgically producing copper from a copper-containing raw material, such as copper sulphide concentrate. According to method 20, the raw material is dissolved in countercurrent leaching with concentrated alkali chloride-copper (II) chloride solution in several steps to form a copper (II) chloride solution. Since both divalent copper and impurities formed from other metals are always present in the solution, the solution is subjected to divalent copper precipitation and solution purification. Pure copper (I) chloride solution is precipitated with alkali hydroxide to copper (I) oxide and the oxide is further reduced to elemental copper. The alkali chloride solution formed during the precipitation of copper (I) oxide is further processed in chlor-alkali electrolysis, which produces chlorine gas and / or chloride solution for leaching the raw material, alkali hydroxide generated by electrolysis for the precipitation of copper (I) oxide and hydrogen reduction. This method is called the HydroCopper ™ process. U.S. Patent No. 6,007,600 describes a copper recovery process 2 as a whole, but focuses primarily on pure copper sulfide concentrates.
US-patenttijulkaisussa 5,487,819 kuvataan menetelmää kuparin valmista-5 miseksi hydrometallurgisesti kuparia ja mahdollisesti muita arvoaineita sisältävästä raaka-aineesta kuten sulfidirikasteesta. Menetelmän mukaisesti raaka-ainetta liuotetaan vastavirtaliuotuksena natriumkloridi-kuparikloridi-liuoksella useammassa vaiheessa. Jos raaka-aineessa on muitakin sulfideja kuin kuparisulfidia, menetelmässä kuvataan, että muut sulfidit liuotetaan ίο liuotuksen ensimmäisessä vaiheessa, josta liuos poistetaan jatkokäsittelyä varten. Liukenemattoman raaka-aineen liuotusta jatketaan kupari(l)kloridi-liuoksen ja rautaa ja rikkiä sisältävän sakan muodostamiseksi. Ensimmäisestä liuotusvaiheesta poistettavan liuoksen jatkokäsittelynä on sakeutuksen ja suodatuksen jälkeen esimerkiksi hopean ja elohopean poisto. Toisena 15 vaiheena poistetaan rauta, arseeni, vismutti, elohopea, antimoni jne.U.S. Patent No. 5,487,819 describes a method for hydrometallurgically producing copper from a raw material containing copper and optionally other valuable materials, such as a sulphide concentrate. According to the method, the raw material is dissolved in countercurrent solution with sodium chloride-copper chloride solution in several steps. If the raw material contains sulphides other than copper sulphides, the method describes dissolving the other sulphides in the first stage of leaching, from which the solution is removed for further processing. The dissolution of the insoluble raw material is continued to form a copper (I) chloride solution and a precipitate containing iron and sulfur. Further treatment of the solution to be removed from the first leaching step is, after thickening and filtration, for example the removal of silver and mercury. In the second 15 steps iron, arsenic, bismuth, mercury, antimony, etc. are removed.
tunnetuilla menetelmillä. Kun liuos käsittää lyijyä ja sinkkiä, lyijy otetaan ensin talteen omalla elektrolyysillään, sen jälkeen liuoksesta otetaan sinkki talteen toisessa elektrolyysissä. Julkaisun mukaan kummassakin elektrolyysissä metalli tuotetaan katodille, jota pyyhitään niin, että sekä lyijy että 20 sinkki saadaan talteen hiukkasmaisessa muodossa kennon pohjalle.by known methods. When the solution comprises lead and zinc, the lead is first recovered by its own electrolysis, then the zinc is recovered from the solution by a second electrolysis. According to the publication, in both electrolysis, the metal is produced on a cathode which is wiped so that both lead and zinc are recovered in particulate form at the bottom of the cell.
Sinkin ja lyijyn talteenotto elektrolyysissä, jossa tuotetaan hiukkasmaista metallia, ei liene teollisessa käytössä. Käytännön toteutus vaikuttaa joka tapauksessa hankalalta.The recovery of zinc and lead in electrolysis, which produces particulate metal, is unlikely to be industrially used. In any case, practical implementation seems difficult.
25 WO-patenttihakemuksesta 2006/070052 tunnetaan menetelmä, jossa arvo-metallit otetaan talteen sulfidisesta rikasteesta, jolloin rikastetta liuotetaan ensin sulfaattimiljöössä muun arvometallin kuin kuparin liuottamiseksi ja kupari liuotetaan jäljellejääneestä sakasta kloridiliuotuksella. Siten muiden 30 arvoaineiden, kuten sinkin tai nikkelin talteenotto tapahtuu puhtaasti sulfaattimiljöössä.From WO patent application 2006/070052 there is known a method for recovering precious metals from a sulfide concentrate, wherein the concentrate is first dissolved in a sulphate milieu to dissolve a precious metal other than copper and the copper is leached from the remaining precipitate by chloride leaching. Thus, other valuable substances such as zinc or nickel are recovered in a pure sulphate environment.
3 US-patenttijulkaisusta 4,288,304 tunnetaan menetelmä, jossa sinkkiä sisältävä sulfidirikaste, jossa on myös muita arvometalleja kuten kupari, johdetaan kloridipohjaiseen liuotukseen arvometallien talteenottamiseksi. Arvometallien liuotus rikasteesta tapahtuu kaksiarvoisen kuparin avulla ja 5 liuoksessa on mahdollisesti myös alkalimetallikloridia yksiarvoisen kuparin liukoisuuden parantamiseksi. Liuotuksen jälkeen liuoksen kupari on pääosin yksiarvoisessa muodossa. Arvometallipitoinen liuos johdetaan ensin sinkin neste-nesteuuttoon, joka tapahtuu orgaanisen fosforihapon kuten D2EHPAn avulla. Sinkkiuutossa liuokseen syntyy vety-ioneja ja liuoksen pH laskee, ίο mutta menetelmässä estetään pH:n lasku toiminta-alueen 0,3 - 1,5 ulkopuolelle syöttämällä uuttovaiheeseen happea, jolloin liuoksen yksiarvoinen kupari hapettuu kaksiarvoiseksi ja samalla muodostuu vettä. Jos kuparin määrä rikasteessa on matala, se kierrätetään takaisin liuotukseen ja osa voidaan ottaa talteen sementoimalla. Jos kuparin määrä on korkeampi, 15 sinkkiuutosta tuleva liuos, jossa kupari on kaksiarvoisena, johdetaan kupariuuttoon.From U.S. Patent No. 4,288,304, a process is known in which a zinc-containing sulfide concentrate, also containing other precious metals such as copper, is led to a chloride-based leaching to recover the precious metals. The leaching of precious metals from the concentrate takes place with divalent copper and possibly also contains alkali metal chloride to improve the solubility of monovalent copper. After leaching, the copper in the solution is mainly in monovalent form. The precious metal solution is first led to a liquid-liquid extraction of zinc, which is carried out with an organic phosphoric acid such as D2EHPA. In the zinc extraction, hydrogen ions are formed in the solution and the pH of the solution decreases, but the method prevents the pH from falling outside the range of 0.3 to 1.5 by supplying oxygen to the extraction step, whereupon the monovalent copper is oxidized and water is formed. If the amount of copper in the concentrate is low, it is recycled to leaching and part can be recovered by cementing. If the amount of copper is higher, the solution of 15 zinc extraction with divalent copper is led to the copper extraction.
US-julkaisun 4,288,304 mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että uutto-vaiheen olosuhteita kontrolloidaan syöttämällä sinne happea. On kuitenkin 20 todettu, että happea syötettäessä myös orgaaninen uuttoliuos hapettuu, mikä on ei-toivottu ilmiö ja estää tehokkaan uuttotapahtuman. Menetelmässä kupari hapetetaan takaisin kaksiarvoiseksi sinkkiuuton aikana, mutta kaksiarvoisen kuparin pelkistäminen metalliseksi elektrolyyttisessä käsittelyssä vaatii enemmän energiaa kuin yksiarvoisen pelkistys. On myös 25 käytännön kokeissa todettu, että kuparin hapettuminen uuton aikana orgaanista fosforihappoa käytettäessä aiheuttaa hankalaa sakan muodostusta, joka vaikeuttaa uuttoa.It is typical of the process of US 4,288,304 that the conditions of the extraction step are controlled by supplying oxygen there. However, it has been found that when feeding oxygen, the organic extraction solution also oxidizes, which is an undesirable phenomenon and prevents an efficient extraction process. In the process, the copper is oxidized back to divalent during the zinc extraction, but the reduction of divalent copper to metal by electrolytic treatment requires more energy than the monovalent reduction. It has also been found in 25 practical experiments that the oxidation of copper during extraction using organic phosphoric acid causes difficult precipitate formation which complicates the extraction.
KEKSINNÖN TARKOITUSPURPOSE OF THE INVENTION
30 Keksinnön mukaisen menetelmässä on tarkoituksena ottaa kuparia ja sinkkiä sisältävästä sulfidisesta raaka-aineesta talteen kuparin lisäksi myös sinkki. Sinkin talteenotto tapahtuu kuparin talteenottoprosessiin liitettävänä 4 osaprosessina, jolloin kupari(ll)kloridi-alkalikloridiliuotuksesta tuleva liuos johdetaan sinkin neste-nesteuuttoon. Sinkkiuutossa ylläpidetään olosuhteita, joissa liuoksen kupari pysyy yksiarvoisena ja uuttoliuoksen hapettuminen vältetään.In the process of the invention, the purpose is to recover not only copper but also zinc from the sulphidic raw material containing copper and zinc. Zinc recovery takes place in 4 sub-processes that are coupled to the copper recovery process, whereby the solution from copper (II) chloride-alkali chloride leaching is led to the liquid-liquid extraction of the zinc. Zinc extraction maintains conditions under which the copper in the solution remains monovalent and oxidation of the extraction solution is avoided.
55
KEKSINNÖN YHTEENVETOSUMMARY OF THE INVENTION
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on oleellista se, mikä on esitetty patenttivaatimuksissa.What is essential for the process according to the invention is what is stated in the claims.
10 Keksintö kohdistuu menetelmään kuparin ja sinkin talteenottamiseksi näitä sisältävästä sulfidisesta raaka-aineesta hydrometallurgisen käsittelyn avulla. Raaka-aine liuotetaan väkevällä alkalikloridi-kupari(ll)kloridiliuoksella ja syntynyt kupari(l)kloridiliuos, joka sisältää myös liuenneen sinkin, johdetaan neste-nesteuuttoon sinkin talteenottamiseksi liuoksesta. Neste-nesteuuton 15 uuttovaiheessa syntyvät vetyionit neutraloidaan alkalihydroksidin avulla. Neutraloinnin avulla uuton pH säädetään alueelle 2-4, jolloin estetään liuoksessa olevan kupari(l)kloridin hapettuminen kupari(ll)kloridiksi. Sinkki otetaan orgaanisesta liuoksesta talteen sinänsä tunnetulla tavalla rikkihappopitoiseen liuokseen ja metallinen sinkki muodostetaan edullisesti 20 sinkkielektrolyysin avulla. Sinkkiuutosta poistuvasta, sinkin suhteen köyhtyneestä kupari(l)kloridiliuoksesta saostetaan alkalihydroksidin avulla kupari(l)oksidia, joka pelkistetään sopivalla tavalla metalliseksi kupariksi.The invention relates to a process for recovering copper and zinc from a sulphidic raw material containing them by hydrometallurgical treatment. The raw material is dissolved in concentrated alkali chloride-copper (II) chloride solution and the resulting copper (I) chloride solution, which also contains dissolved zinc, is subjected to liquid-liquid extraction to recover the zinc from the solution. Hydrogen ions generated in the liquid-liquid extraction step 15 are neutralized with alkali hydroxide. By neutralization, the pH of the extraction is adjusted to a range of 2 to 4, thereby preventing the copper (II) chloride in solution from oxidizing to the copper (II) chloride. The zinc is recovered from the organic solution in a manner known per se in a sulfuric acid solution, and the metallic zinc is preferably formed by zinc electrolysis. Copper (I) oxide is precipitated from the zinc-depleted copper (I) chloride solution with alkali hydroxide and is suitably reduced to metallic copper.
Keksinnön erään edullisen suoritusmuodon mukaan sulfidinen raaka-aine on 25 sulfidirikaste.According to a preferred embodiment of the invention, the sulphidic raw material is a sulphide concentrate.
Keksinnön erään toisen suoritusmuodon mukaan sulfidinen raaka-aine on sinkkipitoinen kuparisulfidisakka.According to another embodiment of the invention, the sulfide feedstock is a zinc-containing copper sulfide precipitate.
30 Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että alkalikloridi- kupari(ll)kloridiliuoksen alkalikloridipitoisuus on vähintään 200 g/L.The process according to the invention is characterized in that the alkali chloride copper (II) chloride solution has an alkali chloride content of at least 200 g / L.
55
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että käytettävä alkali on natrium.It is typical of the process according to the invention that the alkali used is sodium.
Keksinnön mukaisessa menetelmässä neste-nesteuutto sisältää uutto- pesu-5 ja takaisinuuttovaiheet. Neste-nesteuuton pesuvaiheen pesuliuoksena käytetään sinkkisuolaa sisältävää vesiliuosta, jonka pH on säädetty olemaan luokkaa 1 -3. Pesuvaiheen pesuliuoksen sinkkipitoisuus on edullisesti säädetty olemaan luokkaa 10-30 g/L ja uuttoliuoksen ja pesuliuoksen virtauksien suhde luokkaa 5-40:1.In the process of the invention, liquid-liquid extraction includes extraction washing-5 and back extraction steps. The washing solution for the liquid-liquid extraction washing step is an aqueous solution of zinc salt, adjusted to a pH of 1 to 3. Preferably, the zinc content of the scrubbing solution is adjusted to be in the order of 10-30 g / L and the ratio of extraction solution to scrubbing solution flows is in the order of 5-40: 1.
1010
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tyypillistä, että kuparin talteenottoprosessiin kuuluu kloori-alkalielektrolyysi.The process of the invention is characterized in that the copper recovery process involves chlor-alkali electrolysis.
Menetelmälle on edullista, että uuttovaiheen neutralointiin ja kupari(l)oksidin 15 saostukseen kupari(l)kloridiliuoksesta käytetään sellaista alkalihydroksidia, mikä syntyy kloori-alkalielektrolyysissä. Kupari(l)oksidin saostuksessa muodostunut alkalikloridiliuos johdetaan kloori-alkalielektrolyysiin raaka-aineen liuotuksessa, uuton neutraloinnissa ja kuparin talteenotossa tarvittavien kloorin, alkalihydroksidin ja vedyn tuottamiseksi.For the process, it is preferable to use an alkali hydroxide formed by chlor-alkali electrolysis to neutralize the extraction step and precipitate the copper (I) oxide from the copper (I) chloride solution. The alkali chloride solution formed by the precipitation of copper (I) oxide is led to chlor-alkali electrolysis to dissolve the raw material, neutralize the extraction and recover the copper, alkali hydroxide and hydrogen required for copper recovery.
2020
KUVALUETTELOLIST OF FIGURES
Kuva 1 esittää virtauskaaviota sellaisesta keksinnön mukaisesta menetelmästä, jossa käsitellään kupari-sinkkisulfidirikastetta.Fig. 1 shows a flow diagram of a process according to the invention for treating copper-zinc sulphide concentrate.
25 KEKSINNÖN YKSITYISKOHTAINEN SELOSTUSDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
Keksintö kohdistuu menetelmään, jonka avulla otetaan sinkki- ja kuparipitoisesta sulfidisesta materiaalista sinkki talteen uuton avulla ennen kuparin talteenottoa. Kupari- ja sinkkipitoinen materiaali liuotetaan alkalikloridi-Cu(ll)kloridiliuokseen, jolloin alkalikloridi saadaan prosessiin 30 kuuluvasta kloori-alkalielektrolyysistä. Sinkki- ja kuparipitoisella materiaalilla tarkoitetaan lähinnä sinkki- ja kuparipitoista sulfidirikastetta tai jossakin prosessivaiheessa syntynyttä, ko. metalleja sisältävää sulfidisakkaa.The invention relates to a process for the recovery of zinc from zinc and copper-containing sulfide materials by extraction prior to copper recovery. The copper and zinc containing material is dissolved in an alkali chloride-Cu (II) chloride solution to obtain the alkali chloride from the chlor-alkali electrolysis of process 30. Zinc and copper-containing material means mainly zinc and copper-containing sulphide concentrate or the product of any process step, sulphide precipitate containing metals.
66
Kun kysymyksessä on kupari-sinkkisulfidirikaste, kuparin määrä on yleensä noin kaksinkertainen, jopa kolminkertainen sinkin määrään nähden. Tällainen rikaste on koostumukseltaan esimerkiksi seuraava: Cu 14 %, Zn 3,4 %, Fe 5 35 %, S 42 %, Pb 0,5 %, As 0,3 % ja Sb 0,1 %. Liuotus tapahtuu atmosfäärisissä olosuhteissa pääpiirteissään US-patenttijulkaisussa 6,007,600 kuvatulla tavalla. Atmosfäärisillä olosuhteilla tarkoitetaan lämpötilaa, joka on korkeintaan liuoksen kiehumispiste eli noin 105 °C ja painetta, mikä muodostuu paineistamattomia reaktoreja käytettäessä, ίο Kuvassa 1 on esitetty kaaviokuva sinkkipitoisen kupari-sinkkirikasteen liuotuksesta. Yhteisrikaste eli Cu-Zn-rikaste 1 johdetaan liuotusvaiheeseen 2, jossa rikasteen liuotus tapahtuu vastavirtaliuotuksena väkevällä alkalikloridi-kupari(ll)kloridiliuoksella 3. Alkalikloridin määrä liuoksessa on vähintään 200 g/l. Alkalikloridi on yleensä natriumkloridi, Liuotuksen aikana tapahtuvissa is reaktioissa rikasteen sisältämät yhdisteet hajoavat ja reaktioiden tuloksena syntynyt elementtirikki, rauta- ja arseeniyhdisteet samoin kuin kulta ja muut jalometallit (PGM) jäävät liuotusjäännökseen. Liuotusjäännös käsitellään tarpeen vaatiessa halutulla tavalla esimerkiksi kullan ja muiden jalometallien talteenottamiseksi. Liuotusvaiheeseen 2 syötetään hapettavaa kaasua kuten 20 ilmaa tai happea. Sinkki liukenee sinkkikloridina ZnCI2 ja kupari pääosin yksiarvoisena kuprokloridina CuCI.In the case of copper-zinc sulphide concentrate, the amount of copper is usually about twice, even three times, the amount of zinc. Such an concentrate has, for example, the following composition: Cu 14%, Zn 3.4%, Fe 5 35%, S 42%, Pb 0.5%, As 0.3% and Sb 0.1%. Leaching under atmospheric conditions is essentially as described in U.S. Patent No. 6,007,600. Atmospheric conditions refer to the temperature up to the boiling point of the solution, i.e. about 105 ° C, and the pressure generated when non-pressurized reactors are used. Figure 1 shows a diagram of the dissolution of a zinc-containing copper-zinc concentrate. The total concentrate, i.e. Cu-Zn concentrate 1, is passed to the leaching step 2, where the leaching is effected by countercurrent leaching with concentrated alkali chloride-copper (II) chloride solution 3. The amount of alkali chloride in the solution is at least 200 g / l. Alkaline chloride is usually sodium chloride. During leaching reactions, the compounds in the concentrate decompose and the resulting elemental sulfur, iron and arsenic compounds as well as gold and other precious metals (PGM) remain in the leaching residue. Where necessary, the leaching residue is treated as desired to recover, for example, gold and other precious metals. Oxidizing gas such as air or oxygen is fed to the leaching step 2. Zinc is soluble in ZnCl2 as zinc chloride and copper as a monovalent cupric chloride in CuCl.
Liuotusvaiheesta 2 tuleva liuos on sinkkikloridipitoinen kuparikloridi-alkali-kloridiliuos 4. Kuparin määrä liuoksessa on luokkaa 50-100 g/L. Suurin osa 25 kuparikloridista on yksiarvoisena kuprokloridina CuCI, mutta osa on myös kuprikloridina CuCI2, jonka vuoksi liuokselle on edullista suorittaa saostus 5, jolloin kaksiarvoinen kupari saostetaan esimerkiksi emäksisenä kupari(ll)-kloridina Cu2CI(OH)3 alkalihydroksidin, kuten natriumhydroksidin NaOH avulla. Kupari(ll)kloridin saostusta liuoksesta on kuvattu esimerkiksi EP-30 patenttijulkaisussa 1 438 439. Emäksinen kuparikloridi liuotetaan joko omana liuotusvaiheenaan ja muodostunut kupari(ll)kloridi johdetaan takaisin 7 rikasteen liuotukseen tai se johdetaan suoraan takaisin rikasteen liuotukseen (kuvassa katkoviivalla).The solution from the leaching step 2 is a zinc chloride-containing copper chloride-alkali chloride solution 4. The amount of copper in the solution is in the order of 50-100 g / L. Most of the copper chloride is CuCl as the monovalent cupric chloride, but some are also CuCl2 as the cupric chloride, whereby the solution is preferably subjected to precipitation 5 whereby the divalent copper is precipitated, for example, as basic copper (II) chloride with Cu2Cl (OH) 3 alkaline hydroxide such as NaOH. Copper (II) chloride precipitation from solution is described, for example, in EP-30 14434399. The basic copper chloride is either dissolved in its own leaching step and the copper (II) chloride formed is recycled to 7 concentrate leaching or directly back to concentrate leaching (dotted line).
Sinkki voidaan erottaa selektiivisesti HydroCopper -liuotuksesta saadusta 5 kupari(l)kloridiliuoksesta 6 neste-nesteuuttoprosessilla. Neste-nesteuuton avulla tuotetaan puhdasta sinkkiliuosta, joka soveltuu sinkkielektrolyysiin, jolla tuotetaan sinkkikatodeja. Tarvittaessa prosessiin voidaan kuitenkin myös liittää tavanomainen sinkkisulfaattiliuoksen puhdistusprosessi ennen sinkkielektrolyysiä, mutta tätä ei ole virtauskaaviossa tarkemmin kuvattu.Zinc can be selectively separated from 5 copper (1) chloride solutions obtained from HydroCopper leaching by 6 liquid-liquid extraction processes. Liquid-liquid extraction produces a pure zinc solution suitable for zinc electrolysis to produce zinc cathodes. However, if necessary, a conventional zinc sulphate solution purification process prior to zinc electrolysis may be incorporated into the process, but this is not further described in the flow chart.
1010
Sinkin uuttovaiheessa 7 voidaan käyttää kaupallista uuttoainetta, kuten orgaanista fosforihappoa D2EHPA (di-(2-etyyliheksyyli)-fosforihappo) tai orgaanista fosfiinihappoa, joka tunnetaan esimerkiksi kauppanimellä Cyanex 272. Uuttoaineen väkevyys uuttoliuoksessa 8 valitaan syöttöliuoksen 6 15 sinkkipitoisuuden mukaan ja se vaihtelee 10-50 til-%. Uuttoaineet laimennetaan sopivaan hiilivetyliuottimeen, esimerkiksi Shellsol D70. Sinkin uutto suoritetaan käyttämällä yhtä tai useampaa sarjaankytkettyä uuttoaskelta. Uuttolaitteina voidaan käyttää sekoitin-selkeytinlaitteita, jotka on kytketty vastavirtaan Kuvassa on uuttoliuosta kuvattu katkoviivalla ja 20 vesiliuosta yhtenäisellä viivalla.In the zinc extraction step 7, a commercial extractant such as D2EHPA (di- (2-ethylhexyl) -phosphoric acid) or organic phosphinic acid, known under the trade name Cyanex 272, for example, can be used. The concentration of the extractant in leach solution 8 is selected from % by volume. The extractants are diluted in a suitable hydrocarbon solvent, for example Shellsol D70. The zinc extraction is performed using one or more serially connected extraction steps. The extractors can be mixer-clarifier devices, which are connected upstream. The figure shows the extraction solution with a dashed line and 20 aqueous solutions with a solid line.
Uuttovaiheen askelissa vesifaasin happamuus säädetään alueelle pH 2-4 neutraloimalla uuttoreaktiossa syntyvät vetyionit natriumhydroksidilla, jota saadaan HydroCopper-prosessiin kuuluvan kloori-alkalielektrolyysin tuot-25 teenä. Natriumhydroksidin eli lipeän käyttö on prosessissa edullista, koska sitä saadaan prosessiin kuuluvan kloori-alkalielektrolyysin tuotteena. Vaikka lipeä on tuotteena kalliimpaa kuin kalkki, sen käyttö neutraloinnissa on silti edullisempaa, sillä käytetyllä pH-alueella kalsium uuttautuu sinkin mukana ja aiheuttaa ongelmia prosessin myöhemmissä vaiheissa. Uuttoprosessista 30 raffinaattiliuos 19, josta sinkki on poistettu, jatkaa eteenpäin kuparin taltioimisvaiheisiin.In the steps of the extraction step, the acidity of the aqueous phase is adjusted to pH 2-4 by neutralizing the hydrogen ions generated in the extraction reaction with sodium hydroxide, which is obtained by chlor-alkali electrolysis in the HydroCopper process. The use of sodium hydroxide or alkali in the process is advantageous because it is obtained as a product of the chlor-alkali electrolysis involved in the process. Although lye is more expensive than lime as a product, its use in neutralization is still more advantageous, since at the pH range used calcium is leached with zinc and causes problems later in the process. From the extraction process 30, the dewaxed raffinate solution 19 proceeds to the copper deposition steps.
88
Esimerkiksi uutettaessa sinkkiä 25 g/L Zn sisältävästä syöttöliuoksesta voidaan käyttää 45 til-% D2EHPA -uuttoliuosta. Tällöin orgaanisen uuttoliuoksen tilavuusvirran suhteen ollessa vesiliuoksen tilavuusvirtaan n.For example, when extracting zinc from a feed solution containing 25 g / L Zn, 45% v / v D2EHPA extraction solution can be used. Then the volume ratio of the organic extraction solution to the volume flow rate of the aqueous solution is n.
1.3 -1.5:1 voidaan saavuttaa 95-100% sinkkisaanti.1.3 -1.5: 1 95-100% zinc yield can be achieved.
55
Sinkkiä sisältävä orgaaninen uuttoliuosfaasi LO (Loaded Organic) 9 sisältää uuton jälkeen epäpuhtauksia. Epäpuhtaudet ovat joko kemiallisesti uuttautuneita tai kulkeutuvat uuttoliuoksessa fysikaalisesti epätäydellisen faasien erottumisen seurauksena vesipisaroissa. Epäpuhtauspitoisuudet ίο saatetaan riittävän alhaiselle tasolle johtamalla uuttoliuos pesuvaiheeseen 10, joka koostuu yhdestä tai useammasta sarjaankytketystä pesuaskeleesta.The zinc-containing organic extraction solution LO (Loaded Organic) 9 contains impurities after extraction. Impurities are either chemically extracted or transported in the leach solution as a result of physically incomplete phase separation in water droplets. The impurity concentrations ίο are brought to a sufficiently low level by passing the extraction solution to a washing step 10 consisting of one or more serially connected washing steps.
Pesuvaiheen pesuliuoksena käytetään vesiliuosta 11, jossa on sinkkisuolaa sekä happoa, jolla liuoksen happamuus on säädetty olemaan pH-arvossa noin 1-3. Kun pesuliuoksen sinkkipitoisuus on kyllin korkea, esim. 10-30 g/L is Zn, estyy sinkin takaisinuuttautuminen happamaan pesuliuokseen. Epäpuhtausaineet takaisinuuttautuvat happamaan pesuliuokseen 12 ja korvautuvat sinkillä, joka siirtyy orgaaniseen liuokseen. Säätämällä uuttoliuoksen ja pesuliuoksen virtauksen suhdetta, joka voi olla 5-40:1, voidaan uuttoliuosfaasi saada riittävän puhtaaksi.The washing solution for the washing step is an aqueous solution 11 containing zinc salt and an acid which has been adjusted to have a pH of about 1-3. When the zinc concentration of the wash solution is high enough, e.g. 10-30 g / L is Zn, the zinc is not re-extracted to the acidic wash solution. The impurities are re-extracted into the acidic wash solution 12 and replaced by zinc, which is transferred to the organic solution. By adjusting the flow ratio of the leach solution to the wash solution, which may be from 5 to 40: 1, the leach solution phase can be sufficiently pure.
2020
Haluttaessa voidaan pesuvaiheen jälkeen käyttää lisäpesuvaihetta, jossa uuttoliuoksesta poistetaan puhtaalla vedellä edellisestä pesuvaiheesta peräisin olevat epäpuhtauksia sisältävät selkeytymättömät vesipisarajäämät.If desired, an additional scrubbing step may be used after the scrubbing step, in which unexcluded water droplets containing impurities from the previous scrubbing step are removed from the extraction solution with clean water.
Tämän pesuvaiheen käytetty liuos voidaan käyttää edellisen pesuvaiheen 25 liuoksen valmistukseen (ei tarkemmin kuvassa).The solution used in this washing step can be used to prepare the solution for the previous washing step (not shown in detail).
Epäpuhtauksista puhdistetusta orgaanisesta uuttoliuoksesta CLO 13 (Clean Loaded Organic) siirretään sinkki vesiliuokseen takaisinuuttovaiheessa 14.From the impurity-purified organic extract solution CLO 13 (Clean Loaded Organic), the zinc is transferred to the aqueous solution in the back-extraction step 14.
Kun uuttoliuos on takaisinuuttovaiheessa kontaktissa vesiliuoksen LE (Lean 30 Electrolyte) 15 kanssa, joka en tyypillisesti sinkkielektrolyysistä tulevaa rikkihappopitoista liuosta, sinkki vapautuu uuttoliuoksesta happoliuokseen sinkkisulfaattina uuttoreaktiolle käänteisessä reaktiossa. Takaisinuutto j 9 voidaan suorittaa yhdessä tai useammassa takaisinuuttoaskelessa, joissa sinkki saadaan poistettua käytännöllisesti katsoen täysin uuttoliuosfaasista 8, joka palautuu takaisin uuttovaiheeseen 7. Takaisinuutosta saatava rikas sinkkielektrolyytti RE (Rich Electrolyte) 16 sisältää elektrolyysiprosessista 5 riippuen 50-150 g/L sinkkiä sinkkisulfaattina. Sinkkielektrolyysissä 17 sinkki otetaan talteen liuoksesta ja saostetaan katodeille.When the extraction solution is in contact with the aqueous solution LE (Lean 30 Electrolyte) 15, which is not typically a sulfuric acid solution from zinc electrolysis, the zinc is liberated from the extraction solution to the acid solution as zinc sulphate in an inverse reaction. The back extraction j 9 can be carried out in one or more back extraction steps in which the zinc is virtually completely removed from the leach solution phase 8 which returns to the leach step 7. The re-leaching rich zinc electrolyte RE (Rich Electrolyte) 16 contains 50-150 g / l zinc zinc depending on the electrolysis process. In zinc electrolysis 17, zinc is recovered from solution and precipitated on cathodes.
Käytettäessä D2EHPA -uuttoainetta uuttautuu syöttöliuoksen 6 sisältämä rauta niin voimakkaasti uuttoaineeseen, että se ei poistu uuttoliuoksesta kuin ίο vähäisessä määrin pesu- ja takaisinuuttovaiheissa. Tämä aiheuttaa raudan akkumuloitumista uuttoliuokseen, mikä pienentää sen aineesiirto-kapasiteettia. Rauta voidaan poistaa johtamalla pieni sivuvirta uuttoliuosta erilliseen happamaan raudanpoistovaiheeseen 19, jossa käytetään väkevää suolahappoa.When using D2EHPA extractor, the iron contained in the feed solution 6 is so strongly extracted in the extractant that it is not removed from the leach solution as much as in the washing and re-leaching steps. This causes the iron to accumulate in the leach solution, which reduces its transfer capacity. The iron can be removed by passing a small side stream of the extraction solution to a separate acidic iron removal step 19 using concentrated hydrochloric acid.
1515
Uuttovaiheesta 7 tuleva vesiliuos eli raffinaatti 19, josta sinkki on poistettu, johdetaan kuparin talteenottoon. Raffinaattiliuos sisältää kuparin lisäksi myös pienen määrän muita liuenneita metalleja, jotka otetaan liuoksesta talteen tunnetulla tavalla liuospuhdistusvaiheessa 20 ennen kuparin saostusta 20 liuoksesta. Erästä tunnettua tapaa on kuvattu EP-patenttijulkaisussa 1497474, jossa epäpuhtauksien erotus suoritetaan ioninvaihdolla.The aqueous solution or raffinate 19 from the extraction step 7, from which the zinc has been removed, is led to the copper recovery. The raffinate solution also contains, in addition to copper, a small amount of other dissolved metals which are recovered from the solution in a known manner in solution purification step 20 prior to copper precipitation from the solution. One known method is described in EP-A-1497474, where the separation of impurities is accomplished by ion exchange.
Liuospuhdistuksen yhteydessä liuoksesta saostetaan kuparin mukana liuennut lyijy tunnetuilla menetelmillä. Puhtaasta kupari(l)kloridiliuoksesta 21 25 saostetaan alkalihydroksidin avulla kupari(l)oksidia saostusvaiheessa 22. Kupari(l)oksidin saostuksessa muodostunut alkalikloridiliuos johdetaan kloori-alkalielektrolyysiin 23 raaka-aineen liuotuksessa ja kuparin talteenotossa tarvittavien kloorin, alkalihydroksidin ja vedyn tuottamiseksi. Syntynyt kupari(l)oksidi 24 pelkistetään sopivalla tavalla pelkistysvaiheessa 25 30 metalliseksi kupariksi. Jos monikomponenttirikasteessa on mukana jalometalleja, erityisesti kultaa, myös ne on mahdollista saada talteen 10 esimerkiksi menetelmällä jota on kuvattu HydroCopper prosessiin liittyvässä WO-patenttihakemuksessa 03/091463.In solution purification, lead dissolved with copper is precipitated from the solution by known methods. From the pure copper (I) chloride solution 21, copper (I) oxide is precipitated by alkali hydroxide in the precipitation step 22. The copper (I) alkali chloride solution formed is precipitated by chlor-alkali electrolysis 23 to produce the chlorine, alkali hydroxide and hydrogen needed to dissolve the raw material. The resulting copper (I) oxide 24 is suitably reduced in the reduction step 25 to metallic copper. If precious metals, especially gold, are present in the multi-component concentrate, it is also possible to recover them by, for example, the method described in WO 03/091463 related to the HydroCopper process.
Vaikka keksintöä on ohessa kuvattu menetelmänä, jossa sinkki ja kupari 5 otetaan talteen rikasteesta, menetelmä sopii myös sulfidisen, sinkkiä ja kuparia sisältävän sakan jatkokäsittelyksi.Although the invention has been described herein as a process for recovering zinc and copper 5 from concentrate, the process is also suitable for further treatment of a sulphidic zinc and copper-containing precipitate.
ESIMERKIT Esimerkki 1 ίο Kupari-sinkkisulfidirikaste, jossa on 14% kuparia, 28.5% rautaa, 40.4% rikkiä, 2.4% sinkkiä ja 1.6% arseenia, liuotetaan atmosfäärisissä olosuhteissa, jossa rikasteen liuotus tapahtuu vastavirtaliuotuksena väkevällä alkalikloridi-kupari(ll)kloridiliuoksella. Liuotusvaiheesta tuleva liuos on sinkkikloridi-pitoinen kuparikloridi-alkalikloridiliuos. Liuos johdetaan liuospuhdistukseen, 15 jossa kaksiarvoinen kupari saostetaan emäksisenä kupari(ll)kloridina Cu2CI(OH)3 alkalihydroksidin, natriumhydroksidin NaOH avulla ja muodostunut kupari(ll)kloridi johdetaan takaisin rikasteen liuotukseen. Tämän jälkeen sinkki erotetaan selektiivisesti HydroCopper -liuotuksesta saadusta kupari(l)kloridiliuoksesta neste-nesteuuttoprosessilla. Neste-20 nesteuuton avulla tuotetaan puhdasta sinkkiliuosta, joka soveltuu sinkkielektrolyysiin, jolla tuotetaan sinkkikatodeja. Uuttovaiheesta tuleva vesiliuos eli raffinaatti johdetaan kuparin talteenottoon. Raffinaattiliuos sisältää kuparin lisäksi myös pienen määrän muita liuenneita metalleja, jotka otetaan liuoksesta talteen esimerkiksi ioninvaihdolla.EXAMPLES Example 1 A copper zinc sulphide concentrate containing 14% copper, 28.5% iron, 40.4% sulfur, 2.4% zinc and 1.6% arsenic is dissolved under atmospheric conditions where the concentrate is leached by counter-current with concentrated alkali chloride-copper (II) chloride. The solution from the leaching step is a zinc chloride-containing copper chloride-alkaline chloride solution. The solution is passed to a solution purification in which divalent copper is precipitated as the basic copper (II) chloride with Cu 2 Cl (OH) 3 alkaline hydroxide, sodium hydroxide NaOH and the copper (II) chloride formed is recycled to concentrate leaching. The zinc is then selectively separated from the copper (I) chloride solution obtained from the HydroCopper leach by a liquid-liquid extraction process. Liquid-20 fluid extraction produces a pure zinc solution which is suitable for zinc electrolysis to produce zinc cathodes. The aqueous solution or raffinate from the extraction step is led to the copper recovery. The raffinate solution contains not only copper but also a small amount of other dissolved metals which are recovered from the solution, for example by ion exchange.
2525
Esimerkki 2Example 2
Esimerkkinä on HydroCopper-laitos, joka on sijoitettuna sinkkitehtaan läheisyyteen. Kupari-sinkkisulfidirikaste, 14,5% kuparia, 34,1% rautaa, 40.3% rikkiä, 5,3% sinkkiä ja 0,2% arseenia, liuotetaan atmosfäärisissä 30 olosuhteissa, jossa rikasteen liuotus tapahtuu vastavirtaliuotuksena väkevällä alkalikloridi-kupari(ll)kloridiliuoksella. Liuotukseen voidaan syöttää myös erilaisia kupari- ja sinkkipitoisia sakkoja sinkkitehtaalta. Liuotus- 11 vaiheesta tuleva liuos on sinkkikloridipitoinen kuparikloridi-alkalikloridiliuos. Liuos johdetaan liuospuhdistukseen, jossa kaksiarvoinen kupari saostetaan emäksisenä kupari(ll)kloridina Cu2CI(OH)3 natriumhydroksidin NaOH avulla ja muodostunut kupari(ll)kloridi johdetaan takaisin rikasteen liuotukseen. 5 Tämän jälkeen sinkki erotetaan selektiivisesti HydroCopper-liuotuksesta saadusta kupari(l)kloridiliuoksesta neste-nesteuuttoprosessilla. Neste-nesteuuton avulla tuotetaan puhdasta sinkkiliuosta, joka syötetään tehdaskombinaatin alueella olevaan sinkkitehtaaseen. Uuttovaiheesta tuleva vesiliuos eli raffinaatti johdetaan kuparin talteenottoon. Raffinaattiliuos 10 sisältää kuparin lisäksi myös pienen määrän muita liuenneita metalleja, jotka otetaan liuoksesta talteen esimerkiksi ioninvaihdolla.An example is the HydroCopper plant located near the zinc plant. Copper-zinc sulphide concentrate, 14.5% copper, 34.1% iron, 40.3% sulfur, 5.3% zinc and 0.2% arsenic, is leached under atmospheric conditions where the leaching is effected by countercurrent leaching with concentrated alkali chloride-copper (II) chloride solution . Various copper and zinc-containing fines from the zinc plant can also be fed into the leaching process. The solution resulting from the leaching step 11 is a zinc chloride-containing copper chloride-alkaline chloride solution. The solution is passed to a solution purification where the divalent copper is precipitated as the basic copper (II) chloride with Cu 2 Cl (OH) 3 sodium hydroxide NaOH and the copper (II) chloride formed is recycled to concentrate leaching. The zinc is then selectively separated from the copper (I) chloride solution obtained from the HydroCopper leaching by a liquid-liquid extraction process. Liquid-liquid extraction produces a pure zinc solution which is fed to a zinc plant in the factory area. The aqueous solution or raffinate from the extraction step is led to the copper recovery. The raffinate solution 10 contains not only copper but also a small amount of other dissolved metals which are recovered from the solution, for example by ion exchange.
Claims (15)
Priority Applications (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070772A FI120406B (en) | 2007-10-16 | 2007-10-16 | Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper |
PCT/FI2008/050572 WO2009050334A1 (en) | 2007-10-16 | 2008-10-14 | Method for the hydrometallurgical processing of sulphidic material containing zinc and copper |
PE2008001766A PE20090937A1 (en) | 2007-10-16 | 2008-10-14 | METHOD FOR THE HYDROMETALLURGICAL PROCESSING OF SULPHID MATERIAL CONTAINING ZINC AND COPPER |
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070772 | 2007-10-16 | ||
FI20070772A FI120406B (en) | 2007-10-16 | 2007-10-16 | Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI20070772A0 FI20070772A0 (en) | 2007-10-16 |
FI20070772A FI20070772A (en) | 2009-04-17 |
FI120406B true FI120406B (en) | 2009-10-15 |
Family
ID=38656784
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI20070772A FI120406B (en) | 2007-10-16 | 2007-10-16 | Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper |
Country Status (3)
Country | Link |
---|---|
FI (1) | FI120406B (en) |
PE (1) | PE20090937A1 (en) |
WO (1) | WO2009050334A1 (en) |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI122188B (en) * | 2010-03-18 | 2011-09-30 | Outotec Oyj | Hydrometallurgical process for the production of metallic nickel |
FI122781B (en) * | 2011-03-01 | 2012-06-29 | Outotec Oyj | Process for making a copper product |
CN103805776B (en) * | 2014-01-29 | 2016-05-18 | 同济大学 | A kind of from cupric zinc refuse the method for separation and concentration copper, zinc |
WO2016168933A1 (en) | 2015-04-21 | 2016-10-27 | University Of Saskatchewan | Methods for selective leaching and extraction of precious metals in organic solvents |
CN105349792B (en) * | 2015-11-10 | 2017-12-19 | 广州科城环保科技有限公司 | A kind of brass clinker recycling technique |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FR2323766A1 (en) * | 1975-04-21 | 1977-04-08 | Penarroya Miniere Metallurg | HYDROMETALLURGIC PROCESS FOR TREATING SULPHIDE ORES |
JPH1192836A (en) * | 1997-09-04 | 1999-04-06 | Choyang Chem Ind Co Ltd | Separation and recover of metals |
JP3769201B2 (en) * | 2001-03-12 | 2006-04-19 | 日鉱金属株式会社 | Zinc separation method |
FI117389B (en) * | 2004-12-28 | 2006-09-29 | Outokumpu Oy | A process for hydrometallurgical treatment of a sulphide concentrate containing several precious metals |
AU2006298627B2 (en) * | 2005-10-03 | 2011-06-30 | Metso Outotec Finland Oy | Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching |
-
2007
- 2007-10-16 FI FI20070772A patent/FI120406B/en active IP Right Grant
-
2008
- 2008-10-14 WO PCT/FI2008/050572 patent/WO2009050334A1/en active Application Filing
- 2008-10-14 PE PE2008001766A patent/PE20090937A1/en not_active Application Discontinuation
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
PE20090937A1 (en) | 2009-07-27 |
FI20070772A (en) | 2009-04-17 |
WO2009050334A1 (en) | 2009-04-23 |
FI20070772A0 (en) | 2007-10-16 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
FI125027B (en) | Method of metal recycling from materials containing them | |
CA2639165C (en) | Method for recovering metal from ore | |
CA2945541C (en) | Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates | |
FI125216B (en) | Method for recovering metals | |
US10023936B2 (en) | Method of recovering copper and precious metals | |
FI122188B (en) | Hydrometallurgical process for the production of metallic nickel | |
US20080170976A1 (en) | Method for the Hydrometallurgical Treatment of Sulfide Concentrate Containing Several Valuable Metals | |
JP2011021219A (en) | Method for recovering copper from copper/iron-containing material | |
FI120406B (en) | Process for hydrometallurgical treatment of a sulfidic material containing zinc and copper | |
US7547348B2 (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
RU2628946C2 (en) | PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE | |
EP1507878B1 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals | |
JP7498137B2 (en) | Method for separating ruthenium and iridium |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
FG | Patent granted |
Ref document number: 120406 Country of ref document: FI |