CS269061B1 - The method of processing difficult to leach fine fines of ores - Google Patents
The method of processing difficult to leach fine fines of ores Download PDFInfo
- Publication number
- CS269061B1 CS269061B1 CS875643A CS564387A CS269061B1 CS 269061 B1 CS269061 B1 CS 269061B1 CS 875643 A CS875643 A CS 875643A CS 564387 A CS564387 A CS 564387A CS 269061 B1 CS269061 B1 CS 269061B1
- Authority
- CS
- Czechoslovakia
- Prior art keywords
- leaching
- stage
- liquid
- solid phase
- fractions
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Ňeěení se tfii. způsobu zpracováni obtížně loužitelnýoh Jemnýoh podílů rud kyeelýw hydrometaltcrgiokým postupem. Řeíí louženl Jemných podílů zejména uran zlrkoniových rud v kyselině sírové a toohnolo^ioký postup tvorby a separace výluhů. Podstata řeěení Je maložena na působení směsného výluhu, vzniklého oddělením kapaliny ae eměei výstupu z kyselého louženl Jeemýoh podílů a produktů s louženl hrubých podílů rud, nebo Jiných produktů rprsaaríaí. rud na vstttpuJloí Jemné podíly. Louženl ee provádí v oyklu, který umožňuje recyklaci oxidačních složek, nebohacení výluhů a jednoduchou separaci fází k získáni části Sirých výluhů.The invention concerns a method of processing difficult-to-leach fine fractions of ores by an acidic hydrometallurgical process. The leaching of fine fractions, especially uranium zirconium ores, in sulfuric acid and a technological process for the formation and separation of the leaches. The essence of the solution is based on the action of a mixed leach, formed by the separation of the liquid and the outlet from the acid leaching of fine fractions and products with the leaching of coarse fractions of ores, or other products of the processing of ores on the input of fine fractions. The leaching is carried out in a cycle that allows recycling of oxidizing components, enrichment of the leaches and simple separation of phases to obtain a part of the sulfuric leaches.
Description
' Vynález se týká způsobu zpracování obtížně loužltelnýob Jemnýoh ^podílů ryd» -......... , . :' The invention relates to a method of processing difficult-to-leach fine iron ore fractions.
Podle dosud známých způsobů hydromatalurgiokáho zpracování rud, zejména pískovcového typu, ae ruda hydraulicky roztřídí na jemné a hrubé podíly. Jemné podíly obsahují u rud pískovcových ložisek převážné Jílovité podíly s vysokým obsahem alumo silikátů, hrubé podíly jsou tvořeny předevíím křemennými zrny. Hranice třídění mezi jemnými a hrubými podíly se udržuje v rozmezí 0,06 nsa až 0, 12 mm, Při průmyslovém zpracování obsahují vytříděné Jemné podíly zpravidla nejvýěe 10 já částic, převyšujících zvolenou hranici třídění. Při třídění na Jemné a hrubé podíly dochází také k redistribuni užitkových složek mdy, Například u uranového zrudnění ae větší část uranu koncentruje do Jemných podílů. Poměr mezi množstvím hrubých a Jemných podílů se většinou pohybuje v rozmezí 1 až 8. Zpracování jemných podílů se provádí loužením v kyselině sírové. Obtížně louži— telné rudy vyžadují vysoké dávky kyseliny, při kterých dochází k současnému rozpuštění alumoailikátcvýoh minerálů. Poměr kapalné a pevné fáze v loužené směsi bývá obvykle 1,5 až 2. Vytoužená aměa vysokou viskozitu, bránící snadnému oddělení výluhu. Další zpracování se provádí smísením se suspenzí hrubých podílů rudy, které se louží účinkem zbytkové kyseliny po loužemi Jemných podílů. Snížení měrné spotřeby kyseliny sírové se podle známých způsobů dosahuje její recyklací z vyloužené směsi Jemných a hrubých podílů po odstranění pevné fáze dekantaoi nebo filtrací. Tyto operace jsou náročné na výkon zařízení, protože se odděluje pevná fáze jak hrubých, tak Jemných podílů. Oddělená kapalná fáze, recyklovaná zčásti zpět na loužení Jemných podílů obsahuje vysoké koncentrace rozpuštěných složek rudy, které nepříznivě ovlivňují výtěžnost loužení jemných podílů. Koncentrace kyseliny ve vratném proudu Je nízyá díky neředění značným množstvím kapalné fáze ze suspenze hrubých podílů. Loužení užitkových složek, zvláště uranu, vyžaduje přítomnost oxidantu, Ten se přidává do rudy nebo do jemných podílů. Je srnám také způsob, podle kterého se jemné podíly částečně vylodí malým podílem kyseliny sírové. Metoda využívá oxidaci vytouženého železa vzduchem. Potom ae suspenze dolouží zbylým podílem kyseliny sírové. Nevýhoda způsobu spočívá v nízkém využití železa, přítomného v jemných podílech. Další nevýhody známých způsobů Zpracování jemných podílů se projevují při změně jejich poměru k hrubým podílům rudy, který je dán především přírodní skladbou rudy. Kyselina se zpravidla dávkuje v konstantním poměru k Jemným podílům. Při zvýšení relace mezi jemnými a hrubými podíly vzrůstá měrná spotřeba kyseliny sírové na jednotkové množství rudy. Při zpracování zvláště obtížně loužitelnýoh rud použitím vysokých dávek kyseliny sírové vzniká další nevýhoda známých postupů, protože před aoperačními procesy se auaí nezareagovaná kyselina zčásti neutralizovat karbonátovými surovinami, nebo vápnem.According to the known methods of hydrometallurgical processing of ores, especially of the sandstone type, the ore is hydraulically sorted into fine and coarse fractions. In sandstone ores, the fine fractions contain predominantly clay-like fractions with a high content of aluminosilicates, while the coarse fractions are mainly composed of quartz grains. The sorting boundary between fine and coarse fractions is maintained in the range of 0.06 mm to 0.12 mm. In industrial processing, the sorted fine fractions usually contain no more than 10 mm of particles exceeding the selected sorting boundary. When sorting into fine and coarse fractions, the useful components of the ore are also redistributed. For example, in uranium ore mining, the greater part of the uranium is concentrated in the fine fractions. The ratio between the amount of coarse and fine fractions is usually in the range of 1 to 8. The processing of fine fractions is carried out by leaching in sulfuric acid. Difficult-to-leach ores require high doses of acid, which simultaneously dissolves aluminoalkaline minerals. The ratio of liquid to solid phase in the leached mixture is usually 1.5 to 2. The desired acid has a high viscosity, preventing easy separation of the leachate. Further processing is carried out by mixing with a suspension of coarse ore fractions, which are leached by the effect of residual acid after leaching of fine fractions. A reduction in the specific consumption of sulfuric acid is achieved according to known methods by recycling it from the leached mixture of fine and coarse fractions after removing the solid phase by decantation or filtration. These operations are demanding on the performance of the equipment, because the solid phase of both coarse and fine fractions is separated. The separated liquid phase, recycled in part back to the leaching of fine fractions, contains high concentrations of dissolved ore components, which adversely affect the yield of the leaching of fine fractions. The acid concentration in the return stream is low due to the lack of dilution by a significant amount of liquid phase from the suspension of coarse fractions. Leaching of useful components, especially uranium, requires the presence of an oxidant, which is added to the ore or fine fractions. There is also a method in which the fine fractions are partially leached with a small amount of sulfuric acid. The method uses the oxidation of the desired iron by air. Then the suspension is supplemented with the remaining amount of sulfuric acid. The disadvantage of the method lies in the low utilization of iron present in the fine fractions. Other disadvantages of known methods for processing fine fractions are manifested when their ratio to the coarse fractions of the ore changes, which is mainly determined by the natural composition of the ore. The acid is usually dosed in a constant ratio to the fine fractions. When the ratio between fine and coarse fractions increases, the specific consumption of sulfuric acid per unit amount of ore increases. When processing particularly difficult-to-leach ores using high doses of sulfuric acid, another disadvantage of the known processes arises, because before the operational processes, the unreacted acid must be partially neutralized with carbonate raw materials or lime.
Uvedené nevýhody odstraňuje způsob podle vynálezu. Podstatou vynálezu Je, že se na Jemné podíly obtížně loužitelných rud působí v prvním stupni loužení směsným výluhem z druhého stupně loužení při teplotě 10 až 250 °C po dobu 30 sekund až 96 hodin při hmotnbatním poměru kapalná a pevné fáze 2 až 80, potom ·« zahuštěním pevné fáze na poměr ka- palné a pevné fáze 0,3 až 2 vytváří produkt prvního stupně loužení a oddělený kapalný podíl tvoří první výluh užitkových složek, produkt prvního stupně loužení se louží ve druhém stupni loužení při teplotě 50 až 250 °C po dobu 60 sekund až ^8 hodin při pomázni kapalné a pevné fáze 1,5 až 4 působením kyseliny sírové, dávkované tak, že Její koncentrace v kapalné fázi na výstupu následujícího míšení činí 0,2 až 30 já, výstup z druhého stupně loužení se uaiti s roztoky nebo suspenzemi ze zpracování rud tak, aby po smísení byl poměr kapalné a pevné fáze nejméně 1,3 krát vyšší než ve výstupu z druhého stupně loužení a menší než 80, potom ve vznikl ém produktu míšení se velni.táním na poměr kapalné a pevné fáze nejméně 1,3 krát nižší než před tímto zahuštěním a vyšší než 0,3 vytvoří směsný produkt loužení a oddělený kapalný podíl tvoří směsný výluh z druhého stupně lou— žení, který se zčásti nebo úplně využívá k působení na jemné podíly.The method according to the invention eliminates the above disadvantages. The essence of the invention is that the fine fractions of difficult-to-leach ores are treated in the first leaching stage with a mixed leach from the second leaching stage at a temperature of 10 to 250 °C for a period of 30 seconds to 96 hours at a mass ratio of the liquid and solid phase of 2 to 80, then by concentrating the solid phase to a liquid and solid phase ratio of 0.3 to 2, the product of the first leaching stage is formed, and the separated liquid fraction forms the first leaching of useful components, the product of the first leaching stage is leached in the second leaching stage at a temperature of 50 to 250 °C for a period of 60 seconds to 8 hours at a liquid and solid phase ratio of 1.5 to 4 by the action of sulfuric acid, dosed so that its concentration in the liquid phase at the outlet of the following mixing is 0.2 to 30 per cent, the outlet from the second leaching stage is combined with solutions or suspensions from ore processing so that after mixing the liquid and solid phase ratio is at least 1.3 times higher than in the outlet from the second stage of leaching and less than 80, then in the resulting product of mixing with a concentration of the liquid and solid phase at least 1.3 times lower than before this concentration and higher than 0.3, a mixed leaching product is formed, and the separated liquid portion forms a mixed leachate from the second stage of leaching, which is partially or completely used to act on fines.
Základní výhodou řešení je vysoké využití kyseliny sírové při loužení. Koncentraci kyseliny sírové v prvním výluhu užitkových složek lze udržovat na nejnižší hodnotě, při které ještě zůstanou žádané složky v roztoku, vyšší koncentrace kyseliny odcházíThe basic advantage of the solution is the high utilization of sulfuric acid during leaching. The concentration of sulfuric acid in the first leach of useful components can be maintained at the lowest value at which the desired components still remain in solution, a higher concentration of acid leaves
CS 269 061 Bl kapalnou fází směsného produktu louženi. Množství této kapalné fáze Je nízké a závisí na kvalitě odděleni pevné fáze po Bii sérii, Řešení umožňuje využití kyseliny sírové, odpadající z Jiných proudů při zpracováni rud. V případě zavedení výluhu z louženi hrubých podílů rudy do operace míšení ee snižuje závislost celkové dávky kyseliny na poměrní Jemných a hrubých podílů. Další výhoda vyplývá z možnosti separace užitkových složek z produktu míšení, nebo ze směsného výluhu, Koncentrace kyseliny v těchto proudech může být udržována na vyšších hodnotách, při kterých nedochází k vylučování žádaných komponent z výluhu. Takto lze například odseperovat zirkonium při zpracování uranzirkonicvých rud. Dále lze úpravou pH v prvním stupni louženi nad hodnotu 2,5 dosáhnout převedení rozpuštěných železnatých a železitýoh iontů do parné fáze a případnou oxidací zvýšit oxidačně redukční potenciál v následujícím louženi. Takto lze akumulovat do pevné fáze vysoké možetví železa, ktorá se ze systému vyvádí částečně směsným produktem louženi. Zbytek výstupu lze řídit hodnotou pH na konci prvního stupně imunní Podobné výhody lze dosáhnout pro další složky, převáděné loužením do roztoku. Způsobem podle vynálezu lze na Jednoduchých zařízeních získat větší část čirého výluhu s vysokou koncentrací rozpuštěných složek.CS 269 061 Bl liquid phase of the mixed leaching product. The amount of this liquid phase is low and depends on the quality of the solid phase separation after the Bii series. The solution allows the use of sulfuric acid, which is discarded from other streams during ore processing. In the case of introducing the leachate from the leaching of coarse ore fractions into the mixing operation, it reduces the dependence of the total acid dose on the ratio of fine and coarse fractions. Another advantage results from the possibility of separating useful components from the mixing product, or from the mixed leachate. The acid concentration in these streams can be maintained at higher values, at which the desired components are not excluded from the leachate. This is how, for example, zirconium can be separated during the processing of uranium-zirconium ores. Furthermore, by adjusting the pH in the first leaching stage above 2.5, the transfer of dissolved ferrous and ferric ions to the vapor phase and, if necessary, oxidation can increase the oxidation-reduction potential in the following leaching. In this way, a high amount of iron can be accumulated in the solid phase, which is partially removed from the system by the mixed leaching product. The remainder of the output can be controlled by the pH value at the end of the first stage of the immune system. Similar advantages can be achieved for other components converted into solution by leaching. The method according to the invention can be used to obtain a larger part of a clear leachate with a high concentration of dissolved components in simple devices.
Přiklad provedeni 1Example of execution 1
Suspenze Jemných podílů uran zirkoniové pískovcové rudy z ložiska sedimentárního původu o koncentraci pevné fáze 40 £ a velikosti částio ▼ pevné fázi v množství 92 meuších než 0,074 mm se přivádí do prvního stupně louženi, tvořeného kaskádou vzduchem míchaných reaktorů. Na vstup kaskády se přivádí současně směsný výluh. Teplota suspenze v kaskádě Je 60 °C až 80 °C. Střední doba zádrže v kaskádě činí 2 hodiny. V posledním reaktoru kaskády se přivedením části suspenze Jemných podílů udržuje pH na hodnotě 2,3 až 3,0. Výstup z prvního stupně louženi se podrobí filtraci na vakuovém filtru. Oddělený filtrát tvoří prraí výluh užitkových složek. Koláč z filtru se louží v kyselině sirové, dávkované v množství 36Ο ke ca 1 000 ke pevné fáze, při teplotě i4o °C a střední době louženi 2,2 hodiny. Poměr kapalné a pevné’fáze při louženi ae upravuje doplněním cirkulační vodou na 1,8 až 2,0, Tento druhý stupeň louženi se provádí v autoklávu. Výstup z euioklávu. se smiaí ·< výluhem z kyselého louženi hrubých podílů rudy, který v kapalné fázi obsahuje 3,2 % volné kyseliny sírové. Poměr výluhu z louženi hrubých podílů ke kapalné fázi suspenze z autoklávu se mění v závislosti na zastoupení hrubých a Jemných podílů v rudě od 3 do 6, Vzniklý produkt míšení se podrobí sedimentaci v zahušíova— či za přídavku floknlantu. Zahuštěná suspenze tvoří směsný produkt louženi, který sa po ochlazení. v rekuperátoru tepla vede na sorpci uranu. Sliv zahušíovače tvoří směsný výluh, který se vede zpět do prvního stupně louženi.A suspension of fines of uranium zirconium sandstone ore from a sedimentary deposit with a solid phase concentration of 40% and a solid phase particle size of 92% or less than 0.074 mm is fed to the first leaching stage, formed by a cascade of air-stirred reactors. A mixed leachate is simultaneously fed to the cascade inlet. The temperature of the suspension in the cascade is 60°C to 80°C. The average retention time in the cascade is 2 hours. In the last reactor of the cascade, the pH is maintained at 2.3 to 3.0 by feeding a portion of the fines suspension. The output from the first leaching stage is filtered on a vacuum filter. The separated filtrate forms a primary leaching of useful components. The filter cake is leached in sulfuric acid, dosed in an amount of 36% to about 1,000% of the solid phase, at a temperature of 140°C and an average leaching time of 2.2 hours. The ratio of the liquid and solid phases during leaching is adjusted by adding circulating water to 1.8 to 2.0. This second stage of leaching is carried out in an autoclave. The output from the autoclave is mixed with the leachate from the acid leaching of the coarse ore fractions, which in the liquid phase contains 3.2% free sulfuric acid. The ratio of the leachate from the leaching of the coarse fractions to the liquid phase of the suspension from the autoclave varies depending on the proportion of coarse and fine fractions in the ore from 3 to 6. The resulting mixing product is subjected to sedimentation in a thickener with the addition of a flocculant. The thickened suspension forms a mixed leaching product, which, after cooling, is used for uranium sorption in a heat recuperator. The effluent from the thickener forms a mixed leachate, which is fed back to the first stage of leaching.
Příklad provedení 2Example of execution 2
Směsný výluh z příkladu provedení 1 se po ochlazeni v rekuperátoru topla vede na sorpci zirkon!a. Výstup z této sorpce se vede zpět do prvního stupně louženi z příkladu provedení 1,The mixed leachate from embodiment 1, after cooling in a heat recuperator, is fed to zirconium sorption. The output from this sorption is fed back to the first leaching stage from embodiment 1,
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CS875643A CS269061B1 (en) | 1987-07-28 | 1987-07-28 | The method of processing difficult to leach fine fines of ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CS875643A CS269061B1 (en) | 1987-07-28 | 1987-07-28 | The method of processing difficult to leach fine fines of ores |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CS564387A1 CS564387A1 (en) | 1989-09-12 |
| CS269061B1 true CS269061B1 (en) | 1990-04-11 |
Family
ID=5401667
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CS875643A CS269061B1 (en) | 1987-07-28 | 1987-07-28 | The method of processing difficult to leach fine fines of ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CS (1) | CS269061B1 (en) |
-
1987
- 1987-07-28 CS CS875643A patent/CS269061B1/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CS564387A1 (en) | 1989-09-12 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2012343701B2 (en) | Method for processing ash, particularly fly ash | |
| CN101054635B (en) | Method for extracting vanadium pentoxide from Stone-like coal vanadium ore and special device for the same | |
| CN101723391B (en) | A kind of bleaching production method of washed iron-dyed kaolin | |
| US5023059A (en) | Recovery of metal values and hydrofluoric acid from tantalum and columbium waste sludge | |
| WO2017100933A1 (en) | Rare earth ore processing methods by acid mixing, sulphating and decomposing | |
| CN108754148A (en) | A kind of processing method of cupric, manganese, cobalt, zinc, nickel heavy metal waste slag recycling | |
| CN101054630B (en) | Integrated treatment method for the three wastes generated form method of extracting vanadium pentoxide from stone-like coal navajoite | |
| RU2740930C1 (en) | Pyrite cinder processing method | |
| RU2109686C1 (en) | Method for recovering rare-earth elements from phosphogypsum | |
| CN1023693C (en) | Process for extracting vanadium pentoxide from stone coal ash | |
| CN1035683C (en) | Method for extracting gold and silver by using thiourea | |
| US4383979A (en) | Process for the recovery of zinc, copper and cadmium in the leaching of zinc calcine | |
| US4437953A (en) | Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit | |
| CN105523590A (en) | Method for preparing ferric chloride | |
| CN113042190A (en) | Flotation pretreatment method for pyrite in cyanide-containing and sulfur-containing tailings | |
| CS269061B1 (en) | The method of processing difficult to leach fine fines of ores | |
| RU2385772C1 (en) | Method for production of collective concentrate | |
| AU2010217184A1 (en) | Zinc oxide purification | |
| US4049514A (en) | Zinc hydrometallurgical process | |
| RU2207387C2 (en) | Method of metals extraction from ores and concentrates | |
| CN104263910B (en) | Branch's crossfire oxidation countercurrent washing dearsenization processes high arsenic minerals technique | |
| CN114713360A (en) | Process for extracting available substances in pyrite cinder | |
| CN221440820U (en) | Device for comprehensively treating and utilizing sintering machine head ash of steel mill | |
| CN111118288A (en) | Method for recovering copper, zinc and arsenic in acid immersion liquid | |
| US3098707A (en) | Uranium ore-carbonate leach process involving addition of chlorine, alkali metal hypochlorite or ammonium hypochlorite to pregnant liquor derived therefrom |