SE453201B - Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterial - Google Patents
Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterialInfo
- Publication number
- SE453201B SE453201B SE8404863A SE8404863A SE453201B SE 453201 B SE453201 B SE 453201B SE 8404863 A SE8404863 A SE 8404863A SE 8404863 A SE8404863 A SE 8404863A SE 453201 B SE453201 B SE 453201B
- Authority
- SE
- Sweden
- Prior art keywords
- mixture
- slag
- antimony
- mix
- halogen
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 39
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 27
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 24
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 23
- 239000000289 melt material Substances 0.000 title claims description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title abstract description 13
- 239000002184 metal Substances 0.000 title abstract description 13
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 claims abstract description 39
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 35
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 22
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 22
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 21
- 150000002367 halogens Chemical class 0.000 claims abstract description 20
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 20
- 229910052736 halogen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 19
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 17
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims abstract description 14
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 9
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims abstract description 9
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 claims abstract 2
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims abstract 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 29
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 14
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 7
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 5
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 3
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 claims description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 2
- 229910001514 alkali metal chloride Inorganic materials 0.000 claims description 2
- DLISVFCFLGSHAB-UHFFFAOYSA-N antimony arsenic Chemical compound [As].[Sb] DLISVFCFLGSHAB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 claims description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 2
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 abstract 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract 2
- 241001062472 Stokellia anisodon Species 0.000 abstract 1
- 125000001309 chloro group Chemical group Cl* 0.000 abstract 1
- 150000003568 thioethers Chemical group 0.000 abstract 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 12
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 9
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 9
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 8
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 6
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 5
- 239000012768 molten material Substances 0.000 description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 5
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 239000004922 lacquer Substances 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 239000005752 Copper oxychloride Substances 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ADCOVFLJGNWWNZ-UHFFFAOYSA-N antimony trioxide Chemical compound O=[Sb]O[Sb]=O ADCOVFLJGNWWNZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- HKMOPYJWSFRURD-UHFFFAOYSA-N chloro hypochlorite;copper Chemical compound [Cu].ClOCl HKMOPYJWSFRURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 2
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 description 2
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 2
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 2
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 2
- 238000009852 extractive metallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 description 2
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 230000000135 prohibitive effect Effects 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 2
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 2
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 2
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 229910001316 Ag alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 description 1
- 241000237858 Gastropoda Species 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 229940058905 antimony compound for treatment of leishmaniasis and trypanosomiasis Drugs 0.000 description 1
- 150000001463 antimony compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012320 chlorinating reagent Substances 0.000 description 1
- -1 copper and silver Chemical class 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 229910001507 metal halide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000005309 metal halides Chemical class 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 description 1
- 238000005204 segregation Methods 0.000 description 1
- 239000011343 solid material Substances 0.000 description 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 238000004148 unit process Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010626 work up procedure Methods 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
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
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0034—Bath smelting or converting in rotary furnaces, e.g. kaldo-type furnaces
-
- 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
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/08—Chloridising roasting
-
- 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
- C22B15/0013—Preliminary treatment with modification of the copper constituent by roasting
- C22B15/0015—Oxidizing roasting
-
- 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
- C22B15/0013—Preliminary treatment with modification of the copper constituent by roasting
- C22B15/0019—Chloridizing roasting
-
- 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
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0032—Bath smelting or converting in shaft furnaces, e.g. blast furnaces
-
- 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
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
-
- 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
-
- 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
- C22B5/14—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases fluidised material
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)
- Saccharide Compounds (AREA)
Description
15 20 25 30 35 453 201 Tabell Koncentrat Huvudsaklig medelsammansättning(vikt-96) Typ / land Cu Fe Sb As Bi S As Equity/Canada 20,3 25,4 3,48 4,4 - 33,1 0,43 Algamara/Peru 27,5 18,3 5,00 5,0 0,11 30,0 0,22 El lndio/Chile 27,1 9,0 0,54 10,0 0,06 28,4 0,04 Quiruvilca/Peru _ 25,9 10,6 3,30 8,4 0,31 29,7 0,20 Silver Field/Canada 4,0 11,6 0,50 9,4 0,10 12,6 1,70 Lepanto/Filippinerna 30,6 12,1 0,71 10,3 0,04 30,6 0,02 Sam Goosley/Canada 13,6 27,3 7,00 1,7 0,22 39,4 1,05 Apirsa/Spanien 18,2 28,8 1,80 0,3 <0,01 36,9 0,11 I de fall koncentrat av den typ som exemplifierats i tabell 1 intages som smält- material i ett konventionellt kopparsmältverk kommer antimon att partiellt avrostas vid. den partiella rostning som normalt utföres på ingående sulfidkon- centrat. Den avrostningsgrad som kan uppnås vid rostningen har emellertid visat sig vara intimt knuten till koncentratets silverhalt, sannolikt beroende på att silverrikare antímonmineral är mera svarspjälkade än andra antimon- mineral. Av koncentraten i tabell 1 kan egentligen endast Lepanto och El Indio tas in på en konventionell kopparrostugn i nämnvärd utsträckning. Övriga kon- centrat kan inte tas in i kopparprocessen annat än i begränsad omfattning, varvid det totala accepterade antimonintaget, det s.k. antimontaket, är beroende av de enhetsprocesser som finns tillgängliga vid smältverket ifråga.
Det vanligaste sättet att "ta hand om" sådana smältmaterial är att de utspädes med “rena material" till en för blandningen acceptabel antimonhalt. Detta kan naturligtvis endast äga rum sa länge som högsta acceptabla antimonintag ej uppnåtts.
Koncentrat med mycket stora metallvärden kan lakas med sulfidlösning för elíminering av antimonhalten. Denna hantering är emellertid synnerligen besvär- lig, särskilt med avseende pa lösningshantering och -regenerering samt apparat- problem i apparaturen, Kemikaliekostnaden blir hög och de lakade koncentraten kan inte efteråt hanteras som normalt rostgods utan kräver separata extra lr 10 15 20 25 30 35 453 201 processteg. Några smärre lakverk för antimonhaltiga slíger finns emellertid i drift. I vårt tidigare patent US-A- 4017369 beskrives ett regenereringsför- farande för sulfidlaklösningar. Lakmetoden är emellertid som antytts endast attraktiv i mycket speciella fall.
Antimon kan även i viss omfattning elimineras i en oxiderande partiell rostnings- process med förlängd uppenhållstid. Förfarandet som beskrives i vår tidigare patentansökan SE-A- 8303184-9 är avsett för rostning av arsenikhaltiga sulfi- diska koncentrat, eventuellt med förhöjd antimonhalt, exempelvis sliger av typ El Indio och Lepanto. Vid rostningen elimineras arseniken i väsentlig omfatt- ning, varvid även en stor del av närvarande antimon samtidigt elimineras.
Som inledningsvis antydes är emellertid rostning ej möjlig väg vid silverrikare - koncentrat och avdrivningen av antimon leder i de flesta fall inte till acceptabla antimonnivåer, även om det är möjligt att behandla koncentrat med relativt höga antimonhalter genom sådan rustning, särskilt om rostningen genomföras i tvâ steg.
Det finns även möjligheter att eliminera antimon i senare skeden av kopparpro- cessen, exempelvis genom sodaraffinering av blisterkoppar, men denna metodik tillgripes endast för att marginellt sänka antimonhalten för enstaka smältor och därvid justera den till lämplig nivå för efterföljande raffineringssteg. Både kemikaliekostnaderna och den ökande ugnsfoderförslitningen är emellertid prohibitiva för ett mera allmänt bruk av detta förfarande.
Det har tidigare föreslagits att genom klorerande förflyktigande med hjälp av olika klorider, exempelvis kalciumklorid, avdriva antimon ur antimonrika material för utvinning av antimonvärden därur, speciellt för framställning av antimonföreningar, exempelvis antimontrioxid. (R. Bloise et al, Advances in extractive metallurgy 1977 London, IMM, sid 53-56 samt G. Morizot et al, Complex Sulphide Ores, The inst. Min. and Metallurgy 1978, sid 151-158.) När- varande metaller i materialet, exempelvis bly, silver, koppar och zink, förut- sättes bilda klorider, varför ev. utvinning av dessa föreslås genomföras genom lakning av det erhållna rostgodset. Förfarandet förutsättes vidare endast til- lämpas på material med små mängder värdemetaller. 10 15 20 25 30 35 453 201 '_ Det finns även i litteraturen beskrivet en segregatíonsprocess i två steg, omfat- tande klorering och reduktion för utvinning av antimon ur oxidiska antimon- material (lmris et al, Advances in extractive Metallurgy 1977. The Institution of Mining and Metallurgy, sid 161-167). Det är även sedan länge känt att klorera sulfídmalmer vid lag temperatur för att utvinna metall- och svavelvärden därur. En sammanfattning av de processförslag som ansetts mera intressanta i sammanhanget återfinnes i en artikel av H.W. Parsons (CIM Bulletin 71, March 1978, 198-204). Samtliga dessa processer avser fullständiga kloreringsför- faranden, varvid hela metallvärdesinnehållet överföres till klorider för en efterföljande hydrometallurgisk upparbetning av det behandlade materialet.
De material som här beskrivas ha behandlats klorerande har inte innehallit As, Sb eller Bi. De kända kloreringsprocesserna är således ej lämpade för utvinning av värdemetallinnehållet i kopparsmältmaterial av inledningsvis beskriven art.
Det har även visat sig möjligt att såsom beskrives í var tidigare svenska patent- ansökan SE-A- 8305425-4 utnyttja kloreringsteknik för att åstadkomma ett förfarande för rostningsbehandling av antimon- och/eller vismuthaltiga koppar- och/eller ädelmetallmaterial. Behandligen utföres vid temperaturer företrädes- vis mellan 550°C och 650°C, varvid man väsentligen fullständigt kan avdriva antimon och eventuellt närvarande vismut ur koppar- och/eller ädelmetallma- terial med höga halter av dessa element samtidigt som det behandlade materia- lets metailvärden ej avdrives eller bindes som klorider i prohibitiv utsträckning eller att det behandlade materialet innehåller oreagerade kloreringsmedelsrester.
Högre temperaturer än 750°C rekommenderas dock ej vid rostningsbehandlingen på grund av kladdnings- och smältningsriskerna framför allt under inverkan av kloridtillsatsen.
Det har nu överraskande visat sig möjligt att genomföra en partiell kloreríng av liknande material på ett sådant sätt att högre kloreringstemperaturer kan tillåtas utan nâgra olägenheter av processtekniska eller miljömässiga orsaker.
Samma goda avdrivningsresultat som i vårt tidigare ovan beskrivna patentsökta förfarande kan uppnås. Förutom att behandlingen kan genomföras snabbare på grund av att en högre kloreringstemperatur kan användas erbjuder förfarandet den fördelen att genomföra den partiella kloreringen och den efterföljande 10 15 2D 25 30 35 453 201 smältningen i samma enhet. Vidare erbjuder förfarandet upparbetning av metall- halogenidaskor samtidigt som annars besvärliga föreoreningar som As, Sb och Bi snabbt och effektivt avdrivs från sulfidmaterialet.
Förfarandet kännetecknas av de steg som framgår av tillhörande patentkrav.
Enligt förfarandet blandas således sulfidhaltígt kopparsmältmaterial, exempelvis slig eller skärsten innehållande klorerbara föroreningar som As, Sb och Bi samt värdemetaller som koppar och silver, företrädesvis med kopparsmältmaterial, innehållande klor och/eller eventuellt andra halogeneqexempelvis av typen aska, slagg eller lösning. Dessa produkter håller ofta betydande värdemetall- innehåll. Blandningens halogeninnehâll avpassas så att det kommer att bli minst stökiometriskt i förhållande till de andra föroreningarna som skall elimineras, nämligen As, Sb och Bi jämte eventuellt tenn och kvicksilver. Det har visat sig att kloridhaltiga askor är mycket lämpliga för inblandning. Allra bäst har askor av kopparoxikloridtyp, CuCl2-3 [Cu(OH)2] visat sig vara.
I de fall halogenhalten i blandningen är för hög justeras denna nedåt lämpligen genom tillsats av arsenik- och antimonhaltigt smältmaterial. l de fall halogenhalten är för låg i blandningen tillsättes annat halogeninnehäl- lande material, företrädesvis metallklorider, alkalimetallklorider eller kalcium- klorid, i fast form eller som lösning.
Sedan halogenhalten i blandningen justerats såsom ovan beskrivits upphettas blandningen under god kontakt med varm oxiderande gas för avdrivning av föroreningarna i form av halogenider. Temperaturen hålles därvid över ca 500°C, men under blandningens smältpunkter.
Denpxiderande värmningen kan således betecknas som en rostning i klorerande miljö. Rostningstemperaturen begränsas nedåt av spaltningstemperaturen för teglet i ugnen och således uppåt av blandningens smälttemperatur. Bildande av flytande skärstensias bör i inledningsskedet av rostningen undvikas på grund av att smältan kommer att kraftigt försvåra avdunstningen av föroreningarna, Företrädesvis hâlles sålunda temperaturen i intervallet främst antimon. 10 15 20 25 30 35 453 201 700-850°C under åtminstone första delen av rostningsperioden. Under senare delen kan temperaturen tillåtas stiga till ca 90000 under partiell smältning och t.o.m. så högt att fullständig smältning börjar. I detta skede kan således rostningsperioden gradvis övergå i eller överlappa inledningen av smältperioden.
Vid smältningen bildas slagg och kopparskärsten innehållande värdemetall- innehållet.
Upphettningen, avdrivningen av föroreningar och smältningen genomföres i en och samma ugnsenhet. Lämpliga ugnsenheter är alla sådana, där en god gas-fastgodskontakt kan åstadkommas, och som tillåter smältning, exempelvis schaktugn, rullugn eller roterkonverter. Det har visat sig synnerligen fördelaktigt att genomföra förfarandet i en toppblåst roterkonverter av typ Kaldo-konverter.
Blandningen av kopparsmältmaterialet och eventuellt extern tillsats av halogen- innehållande material kan för underlättande av förfarandet med fördel agglome- reras före upphettningen.
För att möjliggöra ytterligare förbättrad eliminering av främst antimon och vismut kan med fördel externa slaggbildare tillföras blandningen, varvid väljes sådana slaggbildare att det erhålles en resulterande slagg med förmåga att binda nämnda föroreningar. iFöreträdesvís. tillsättes därvid kalk varvid en CaO-rik slagg erhålles.
Halogeninnehållet i blandningen är kritisk i så måtto att den måste begränsas så att endast en minimal halogenrest återfinnes i det behandlade materialet, samtidigt som tillräckligt låga antímon- och vismuthalter tillförsäkras. Detta innebär en halogentillförsel motsvarande strax över den stökiometriska räknat på koncentratets halter av de element som samtidigt kommer att förflyktigas som halogenider, dvs i princip antimon, arsenik, kvicksilver, tenn och vismut.
Arsenik, kvicksilver och tenn är lättare att avdriva än de andra och deras av- drivande är således inget problem vid antimoneliminering. Om antimon elimi- neras i önskad utsträckning kommer således även kvicksilver, arsenik och tenn att förflyktigas i tillräcklig grad. Detta är ingen nackdel vid förfarandet utan tvärtom eftersträvansvärt ur processynpunkt. Man skall bara ha i minnet detta vid beräkning av nödvändig tillsats av halogen. 10 15 20 25 30 35 453 201 Uppfinningen skall nu närmare beskrivas i en föredragen utföringsform med hänvisning till figur och utföringsexempel illustrerande den föredragna utförings- formen.
Den enda figuren visar ett flytschema över en föredragen utföringsform av uppfinningen tillämpad för behandling av koppar/silverslig och kloridhaltig aska eller liknande avfallsprodukter i Kaldo-konverter.
Kopparslig innehållande värdemetaller som silver och andra ädelmetaller samt föroreningar som antimon, arsenik och vismut av exempelvis någon av de slig- typer vars sammansättning närmare framgår av Tabell 1, tillföres en Kaldo- konverter blandat med kloridhaltig aska, slagg eller annan vädemetallhaltig metallurgisk avfallsprodukt. Charger: värmes först under lufttillträde till en temperatur av 800-900°C, varvid eventuellt partiell smältning kan tillåtas äga rum under åtminstone den senare delen av perioden. Under denna oxiderande värmningsperiod som kan karakteriseras som en rostning under partiell smältning avgår svaveldioxid samt klorider av eventuell närvarande antimon, arsenik, vismut, kvicksilver och tenn. Gasen föres till en venturitvätt, där kloriderna löses i tvättvattnet och kan omhändertagas. Temperaturen höjes successivt under rostningssteget till cirka 1000°C eller den högre temperatur som erford- ras för smältning av blandningen under bildning av skärsten och slagg. När .allt är smält har väsentligen hela innehållet av klorerbara föroreningar avrykt, men kalk tillsättes konvertern för bildning av en CaO-rik slagg, vilken slagg har förmåga att absorbera eventuella rester av nämnda föroreningar. Därefter tappas slaggen och den kvarvarande skärstenen konverteras på konventionellt sätt till blisterkoppar, varvid konverteringen valfritt kan ske i samma Kaldo-kcnverter eller i annan konverter, exempelvis av PS-typ. Blisterkopparn raffineras på konventionellt sätt elektrolytiskt eller pyrometallurgiskt för utvinning av kopparn och värdemetallinnehâllet.
Förfarandet enligt uppfinningen erbjuder således unik möjlighet att exempelvis avklorera värdemetallhaltiga kloridaskor samtidigt som antimon m.fl. klorerbara föroreningar avdrívs från kopparslig innehållande silver och andra ädelmetaller.
De klorerbara föroreningarna avdrívs härvid selektivt med avseende på övriga metaller. Vidare genomföras rostning och smältning i samma processenhet 10 15 20 25 30 453 201 och dessutom integreras dessa processteg så att de kan överlappa varann i tiden. Detta innebär att man bland annat kan utnyttja hela tiden fram till fullständig smältning samt därvid rådande höga temperaturer för den partiella kloreringen.
Exemæl Blandningar av Equity kopparslig (analys se Tabell I) och olika kopparoxiklorid- haltiga avfallsprodukter behandlades enligt förfarandet enligt uppfinningen.
Dessa blandningar rostades först i en ugn under omröring vid temperaturer på 750-80000 under 60 min, varefter smältning till skärsten ägde rum.
Följande kloridhaltiga avfallsprodukter ínblandades i de olika försöken: Aska I: 6396 Cu 0,196 Ag 4,896 Cl' Aska II: 3696 Cu 0,296 Ag 13 96 Cl' Avfallslösning: 6596 Cu 16 96 Cl' Resultaten från försöken framgår av Tabell 2 nedan där förutom analysen för erhâllen skärsten även vald rostníngstemperatur och blandningsförhàllandena framgår.
Tabeuz Blßfldflífls Vikfföf- Temp 96 cu 96 sb as As es Ag hållande OC sug + sskal 1:1 son 58,1 sug + aska 1 1:1 v50 56,3 sug_+ aska Il 2=1 soo 46,6 0,6 0,15 - 0,8 sug + lösning 2=1 vso 49,5 0,61 0,1 ' 0,6 I! 453 201 Försöken visar att det är möjligt att kombinera kloravdrívning ur aska och lösning med antimon- och arseníkavdrivníng ur silver/kopparslig genom ett rost- smältförfarande enligt uppfinningen utan ädelmetallförluster.
Claims (8)
1. Förfarande för utvinning av värdemetallinnehâllet i en blandning av föro- renade kopparsmältmaterial, av vilka åtminstone ett är sulfidhaltigt och vilka innehåller en eller flera föroreningar ur gruppen arsenik, antimon, vismut, kvicksilver, tenn, klor och andra halogener, k ä n n e t e c k n a t av att bland- ningens halogeninnehàll justeras så att det åtminstone är väsentligen stökiomet- riskt i förhållande till övriga föroreningar i nämnda grupp, att blandningen tillföras en ugn i vilken smältning kan ske och där upphettas till minst 500°C, men under blandningens smälttemperatur, under god kontakt med varm gas för avdrivning av väsentligen hela mängden av nämnda föroreningar, att bland- ningen därefter värrnes till fullständig smältning under bildning av slagg och en kopparskärsten innehållande värdemetallinnehållet och att värdemletallinne- hållet därefter utvinnes med lämpligt konventionellt förfarande.
2. Förfarande enligt krav 1, k ä n n e t e c k n a t av att åtminstone ett av de i blandningen ingående kopparsmältmaterialen utgöres av halogenhaltig värdemetallinnehàllande produkt, exempelvis klorhaltig aska eller slagg.
3. Förfarande enligt krav 2, k ä n n e t e c k n a t av att om halogenhalten i blandningen är för hög justeras denna genom tillsats av arsenik- och antimon- haltigt smältmaterial.
4. Förfarande enligt krav 1 och 2, k ä n n e t e c k n a t av att om halogen- blandningen är för låg i blandningen tillsättes halogenínnehållande material, företrädesvis metallklorider, alkalímetallklorider eller kalciumklorid, i fast form eller i lösning.
5. Förfarande enligt krav 1-4, k ä n n e t e c k n a t av att upphettningen, avdriyningen och smältningen genomföres i en och samma ugnsenhet, såsom en schaktugn, roterkonverter eller rullugn.
6. Förfarande enligt krav 1-5, k ä n n e t e c k n a t av att blandningen och eventuell extern tillsats av kloridinnehållande material agglomereras innan upphettníngen. f u'- 453 201 11
7. Förfarande enligt krav 1-6, känne tecknat av att slaggbildare tillsättes blandningen för bildande av en slagg med sådan sammansättning att den kan binda föroreningar.
8. För-farande enligt krav 7, k ä n n e t e c k n a t av att kalk tillsättes blandningen för bildande av en CaO-rik slagg.
Priority Applications (15)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SE8404863A SE453201B (sv) | 1984-09-28 | 1984-09-28 | Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterial |
| ZA856339A ZA856339B (en) | 1984-09-28 | 1985-08-21 | A method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material |
| AU46634/85A AU569960B2 (en) | 1984-09-28 | 1985-08-26 | Recovery of copper and associated valuable metals |
| CA000489680A CA1244655A (en) | 1984-09-28 | 1985-08-29 | Method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material |
| PH32726A PH21254A (en) | 1984-09-28 | 1985-08-30 | Method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material |
| US06/775,403 US4608083A (en) | 1984-09-28 | 1985-09-12 | Method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material |
| CN85106965A CN1012647B (zh) | 1984-09-28 | 1985-09-16 | 从含有杂质的铜原料中回收有价值的金属成分的方法 |
| GR852260A GR852260B (sv) | 1984-09-28 | 1985-09-17 | |
| PT81167A PT81167B (pt) | 1984-09-28 | 1985-09-20 | Processo para a recuperacao do conteudo metalico valiosp de uma mistura de materias primas cuprosas contaminadas |
| JP60208553A JPS6184337A (ja) | 1984-09-28 | 1985-09-20 | 汚染せる銅原料の有価金属成分を回収する方法 |
| DE8585850295T DE3568191D1 (en) | 1984-09-28 | 1985-09-25 | A method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material |
| AT85850295T ATE40719T1 (de) | 1984-09-28 | 1985-09-25 | Verfahren zur gewinnung von wertvollen metallen aus kontaminierten, kupferhaltigen materialien. |
| EP85850295A EP0177471B1 (en) | 1984-09-28 | 1985-09-25 | A method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material |
| YU1540/85A YU44522B (en) | 1984-09-28 | 1985-09-26 | Process for recuperating part of useful metals in soiled copper raw materials |
| ES547356A ES8606514A1 (es) | 1984-09-28 | 1985-09-26 | Un metodo para recuperar el contenido de metal valioso de una mezcla de materiales de partida de cobre contaminados |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SE8404863A SE453201B (sv) | 1984-09-28 | 1984-09-28 | Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterial |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SE8404863D0 SE8404863D0 (sv) | 1984-09-28 |
| SE8404863L SE8404863L (sv) | 1986-03-29 |
| SE453201B true SE453201B (sv) | 1988-01-18 |
Family
ID=20357164
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SE8404863A SE453201B (sv) | 1984-09-28 | 1984-09-28 | Forfarande vid utvinning av verdemetallinnehallet ur fororenade kopparsmeltmaterial |
Country Status (14)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4608083A (sv) |
| EP (1) | EP0177471B1 (sv) |
| JP (1) | JPS6184337A (sv) |
| AT (1) | ATE40719T1 (sv) |
| AU (1) | AU569960B2 (sv) |
| CA (1) | CA1244655A (sv) |
| DE (1) | DE3568191D1 (sv) |
| ES (1) | ES8606514A1 (sv) |
| GR (1) | GR852260B (sv) |
| PH (1) | PH21254A (sv) |
| PT (1) | PT81167B (sv) |
| SE (1) | SE453201B (sv) |
| YU (1) | YU44522B (sv) |
| ZA (1) | ZA856339B (sv) |
Families Citing this family (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU5554190A (en) * | 1989-05-08 | 1990-11-29 | Mark I. Farber | Process and apparatus for the recovery of precious metals from slag, tailings and other materials |
| RU2119541C1 (ru) * | 1997-11-17 | 1998-09-27 | Санкт-Петербургский филиал ЗАО НПФ "Башкирская золотодобывающая компания" | Способ извлечения благородных металлов из полупродукта и устройство для его осуществления |
| RU2240366C1 (ru) * | 2003-10-07 | 2004-11-20 | Дигонский Сергей Викторович | Способ окислительного обжига сульфидных концентратов |
| RU2441080C1 (ru) * | 2010-07-29 | 2012-01-27 | Закрытое акционерное общество "Управляющая компания "НКА-Холдинг" | Способ получения медного штейна |
| RU2458163C1 (ru) * | 2011-05-03 | 2012-08-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский Томский политехнический университет" | Способ выделения меди в виде хлорида меди из минерального сырья |
| US11718893B2 (en) | 2017-11-01 | 2023-08-08 | Yeda Research And Development Co. Ltd. | Method for gold recovery and extraction from electronic waste or gold containing minerals, ores and sands |
| CN109055759A (zh) * | 2018-09-11 | 2018-12-21 | 山东恒邦冶炼股份有限公司 | 一种铜冶炼电尘灰酸浸液与硫化砷渣的联合处理工艺 |
Family Cites Families (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1107310A (en) * | 1909-09-20 | 1914-08-18 | Woolsey Mca Johnson | Metallurgical process. |
| CA1002326A (en) * | 1973-07-05 | 1976-12-28 | Inco Limited | Arsenic removal from nickel matte |
| SE407424B (sv) * | 1977-08-19 | 1979-03-26 | Boliden Ab | Forfarande for framstellning av blisterkoppar ur antimonhaltigt kopparramaterial |
| FI58353C (fi) * | 1978-06-26 | 1981-01-12 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer selektiv avlaegsning av foereningar fraon sulfidiska komplexmalmer blandmalmer eller -koncentrat |
| CA1151430A (en) * | 1980-02-28 | 1983-08-09 | Charles E. O'neill | Reduction smelting process |
| SE434850B (sv) * | 1980-10-22 | 1984-08-20 | Boliden Ab | Forfarande for klorerande behandling av oxidiska material |
| US4416690A (en) * | 1981-06-01 | 1983-11-22 | Kennecott Corporation | Solid matte-oxygen converting process |
-
1984
- 1984-09-28 SE SE8404863A patent/SE453201B/sv not_active IP Right Cessation
-
1985
- 1985-08-21 ZA ZA856339A patent/ZA856339B/xx unknown
- 1985-08-26 AU AU46634/85A patent/AU569960B2/en not_active Ceased
- 1985-08-29 CA CA000489680A patent/CA1244655A/en not_active Expired
- 1985-08-30 PH PH32726A patent/PH21254A/en unknown
- 1985-09-12 US US06/775,403 patent/US4608083A/en not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-17 GR GR852260A patent/GR852260B/el unknown
- 1985-09-20 JP JP60208553A patent/JPS6184337A/ja active Pending
- 1985-09-20 PT PT81167A patent/PT81167B/pt not_active IP Right Cessation
- 1985-09-25 DE DE8585850295T patent/DE3568191D1/de not_active Expired
- 1985-09-25 EP EP85850295A patent/EP0177471B1/en not_active Expired
- 1985-09-25 AT AT85850295T patent/ATE40719T1/de not_active IP Right Cessation
- 1985-09-26 ES ES547356A patent/ES8606514A1/es not_active Expired
- 1985-09-26 YU YU1540/85A patent/YU44522B/xx unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| AU4663485A (en) | 1986-04-10 |
| PT81167B (pt) | 1987-09-30 |
| JPS6184337A (ja) | 1986-04-28 |
| SE8404863D0 (sv) | 1984-09-28 |
| US4608083A (en) | 1986-08-26 |
| EP0177471A1 (en) | 1986-04-09 |
| ES547356A0 (es) | 1986-04-01 |
| EP0177471B1 (en) | 1989-02-08 |
| GR852260B (sv) | 1986-01-17 |
| ATE40719T1 (de) | 1989-02-15 |
| ZA856339B (en) | 1986-04-30 |
| YU44522B (en) | 1990-08-31 |
| SE8404863L (sv) | 1986-03-29 |
| AU569960B2 (en) | 1988-02-25 |
| PT81167A (en) | 1985-10-01 |
| DE3568191D1 (en) | 1989-03-16 |
| ES8606514A1 (es) | 1986-04-01 |
| CA1244655A (en) | 1988-11-15 |
| YU154085A (en) | 1988-02-29 |
| PH21254A (en) | 1987-08-31 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA1224926A (en) | Method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
| US7314604B1 (en) | Stable ferric arsenate precipitation from acid copper solutions whilst minimising copper losses | |
| US4571260A (en) | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc | |
| US5238662A (en) | Processes for recovering precious metals | |
| NO144425B (no) | Fremgangsmaate ved fremstilling av raakobber | |
| EP0138794B1 (en) | A method for recovering metal values from materials containing copper and/or precious metals | |
| EP0176491B1 (en) | A method for recovering precious metals | |
| US4608083A (en) | Method for recovering the valuable metal content of contaminated copper raw material | |
| Taylor et al. | Pyrometallurgical processing technologies for treating high arsenic copper concentrates | |
| WO1995031577A1 (en) | Process for recovery of gold and silver from complex pyrite and arsenopyrite ores and concentrates | |
| EP0053594B1 (en) | The manufacture of lead from sulphidic lead raw material | |
| CN1012647B (zh) | 从含有杂质的铜原料中回收有价值的金属成分的方法 | |
| RU2136768C1 (ru) | Способ обработки висмутсодержащих сульфидных руд и концентратов таких руд | |
| US4561884A (en) | Apparatus for removal of impurity components from sulphidic and metallized molten copper mattes | |
| US4394164A (en) | Process for removal of harmful impurities from metallurgical sulphide melts | |
| EP0163666B1 (en) | Treatment of dross | |
| RU2123536C1 (ru) | Способ переработки плавов щелочного рафинирования свинца | |
| AU8289791A (en) | Method of extracting valuable metals from leach residues | |
| JPH0745697B2 (ja) | 銅電解スライムの処理方法 | |
| IE45861B1 (en) | Hydrometallurgical recovery of lead from mixed metal sulphides | |
| MXPA98003225A (en) | A method for the treatment of sulfide minerals containing bismuto or concentrates of such mine |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| NUG | Patent has lapsed |
Ref document number: 8404863-6 Effective date: 19930406 Format of ref document f/p: F |