Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд

Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы цветных металлов. Техническим результатом является повышение извлечения меди, повышение глубины переработки руды и получение всей товарной продукции в виде катодной меди. Способ включает сухое дробление, измельчение руды до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотационное обогащение измельченной руды с выделением на первом этапе концентрата сульфидных минералов меди, на втором этапе из оставшейся руды концентрата окисленных минералов меди. Далее проводят выщелачивание при перемешивании медного концентрата окисленных минералов меди раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 50 г/дм3 и выщелачивание при перемешивании медного сульфидного концентрата с использованием озона в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-70°С в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3. Затем проводят обезвоживание и промывку кеков выщелачивания, объединение растворов выщелачивания и промывки, освобождение объединенного раствора от твердых взвесей, экстракцию меди из растворов с получением катодной меди. 10 з.п. ф-лы.

 

Изобретение относится к металлургии меди, также металлургии других цветных металлов, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы цветных металлов.

Мировая практика переработки медных руд показывает, что степень их окисленности является главным фактором, влияющим на выбор технологических схем и определяющим технологические и технико-экономические показатели переработки руды. Переработка медных руд ведется либо по чисто гидрометаллургической технологии (процесс выщелачивания), либо по флотационной технологии, либо по комбинированным схемам.

Для переработки сульфидно-окисленных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделения твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.

Известен ряд способов извлечения меди и переработки, включающих биоокисление, автоклавное выщелачивание, аммиачное выщелачивание, осаждение меди железным скрапом и т. д. (см. US 5919674, US 5895633, US 5403382, SU 1721106, RU 2149709, GB 1429490 и т.д.).

Все эти способы имеют различные недостатки - либо дороги, либо извлекают металл не полностью, либо экологически вредные.

Известен способ извлечения меди из медьсодержащих материалов, заключающийся в измельчении до флотационной крупности, выщелачивании, разделении твердой и жидкой фаз продукта, экстракции жидкой фазы продукта с выделением рафината и медьсодержащего раствора экстрагента, неоднократном использовании рафината при выщелачивании (см. Абрамов А.А., Леонов С.Б. Обогащение руд цветных металлов, М.: Недра, 1991, с.137).

Недостатком известного способа является неполное извлечение меди, так как твердый остаток не подвергается дальнейшей обработке.

Наиболее близким по технической сути к заявленному способу является способ переработки медьсодержащих продуктов (RU 2179589, С22В 3/00, опублик. 20.02.2002), включающий дробление и измельчение исходного продукта до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимую для флотации, выщелачивание, разделение твердой и жидкой фаз продукта выщелачивания с одновременной промывкой твердой фазы частью рафината экстракции и водой, доизмельчение твердой фазы продукта с последующей флотацией, а жидкую фазу продукта подвергают экстракции с выделением рафината и медьсодержащего раствора экстрагента, при этом рафинат неоднократно используют при выщелачивании и промывке.

Недостатками способа являются большой расход серной кислоты и значительный объем аппаратов для выщелачивания всей руды, выделение части меди в товарный продукт - сульфидный медный концентрат, в котором медь имеет более низкую стоимость, чем катодная медь, и требует дальнейшей переработки, не достаточно высокое качество катодной меди из-за отсутствия операции осветления или фильтрования жидкой фазы перед экстракцией органическим экстрагентом.

В изобретении достигается следующий технический результат: снижение объемов переработки и объема аппаратов для выщелачивания, снижение расхода серной кислоты, повышение извлечения меди из руды, получение всей товарной продукции в виде катодной меди, повышение глубины переработки руды.

Дополнительным результатом является повышение экологичности получения катодной меди из медных концентратов.

Указанный технический результат достигается.

Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд включает сухое дробление, измельчение руды до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотацию измельченной руды с выделением на первом этапе концентрата сульфидных минералов меди, из оставшейся руды на втором этапе концентрата окисленных минералов меди, обезвоживание обоих концентратов флотации, далее выщелачивание при перемешивании концентрата окисленных минералов меди раствором серной кислоты концентрацией 10-50 г/дм3 и выщелачивание при перемешивании концентрата сульфидных минералов меди в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-70°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3, последующее обезвоживание и промывку кеков выщелачивания, объединение растворов выщелачивания и промывки, освобождение объединенного раствора от твердых взвесей, экстракцию меди из растворов с получением катодной меди.

При этом флотацию осуществляют при значении рН 8,0-11,0.

Кроме того, для выделения окисленных минералов меди на втором этапе флотации добавляют реагент-сульфидизатор.

Также выщелачивание концентрата сульфидных минералов меди и концентрата окисленных минералов меди осуществляют при содержании твердой фазы 10-30%.

При этом выщелачивание концентрата окисленных минералов меди осуществляют 0,5-2,0 часа, а концентрата сульфидных минералов меди 3,0-10,0 часов.

Кроме того, обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.

Также промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.

При этом объединенные медьсодержащие растворы освобождаются от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.

Также экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция, в этом случае образующийся при жидкостной экстракции рафинат используют для выщелачивания концентратов и промывке кеков выщелачивания концентратов.

В сульфидно-окисленных медных рудах присутствуют окисленные минералы меди, например малахит, брошантит, азурит, и сульфидные минералы меди - халькопирит, халькозин, борнит, ковелин, а также пустая порода, в частности содержащая минералы, взаимодействующие с серной кислотой.

Сухое дробление руды снижает расход воды и электроэнергии на рудоподготовку, снижает размеры хвостохранилища.

Извлечение сульфидных и окисленных минералов меди в отдельные концентраты производится флотационным обогащением. Для флотационного обогащения дробленая руда измельчается до крупности, необходимой для раскрытия поверхности минералов 60-95% класса - 0,074 мм.

Совместная (коллективная) флотация окисленных и сульфидных минералов с предварительной сульфидизацией поверхности окисленных минералов проводится только при невысокой степени окисления руды, т.е. при содержании окисленных минералов в руде до 30%, в этом случае руда относится к технологическому типу сульфидная. Использование коллективной флотации для смешанных руд (содержание окисленных минералов от 30% до 70%) приводит к получению коллективного концентрата низкого качества, проблемам при переработке коллективного концентрата, усложнению схем флотации и невысокому извлечению. Низкие технологические результаты коллективной флотации определяются различными флотационными свойствами окисленных и сульфидных минералов меди и соответственно невозможностью сочетания одновременно оптимальных условий флотации окисленных и сульфидных минералов меди для получения качественного концентрата.

В данном изобретении сначала из измельченной руды производится флотационное выделение сульфидного концентрата, затем добавляется сульфидизатор и производится флотационное выделение окисленных минералов меди в другой концентрат - окисленных минералов меди. Высокое извлечение в медные концентраты и получение отвальных хвостов обеспечивается при значении рН 8,0-11,0.

При содержании меди в руде несколько процентов флотационным обогащением объем минерального сырья сокращается в 10 раз, при этом большая часть кислотопоглощающей пустой породы остается в хвостах флотации и не поступает на выщелачивание. Таким образом снижаются размеры аппаратов выщелачивания в 10 раз и также расход серной кислоты на выщелачивание.

Для обезвоживания руды и продуктов обогащения минерального сырья применяется фильтровальное оборудование, а также центрифуги (фильтрующие и осадительные), обезвоживающие грохоты, дуговые сита и т.д. Продукты с крупностью 1,0-4,0 мм обезвоживаются на фильтрующих центрифугах и ленточных вакуум-фильтрах.

Выщелачивание концентрата окисленных минералов меди раствором серной кислоты концентрацией 10-50 г/дм3 позволяет получить высокое извлечение меди за время 0,5-2,0 часов. Перемешивание интенсифицирует процесс выщелачивания.

Сульфидный медный концентрат является упорным продуктом и обычно перерабатывается пирометаллургическим методом. Основными недостатками использования пирометаллургии является высокий расход электроэнергии и образование газов и пыли, имеющих вредное воздействие на окружающую среду. В данном способе предусмотрена гидрометаллургическая переработка сульфидного концентрата. Таким образом, при переработке руды с получением катодной меди снижается вредное воздействие на окружающую среду.

Использование озона для выщелачивания меди из сульфидных концентратов в растворе серной кислоты является эффективным методом и экологически наиболее безвредным. Концентрация кислоты 10-80 г/дм3 обеспечивает реакции взаимодействия озона трехвалентного железа с сульфидными минералами.

Условия - температура 20-70°С и присутствие ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3 увеличивает скорость процесса окисления озоном. Время выщелачивания зависит от состава минералов и условий процесса, в частности концентрации и расхода реагентов, температуры.

Стоимость меди в концентрате почти в два раза ниже стоимости меди катодной. Переработка концентрата гидрометаллургическим методом снижает расходы на электроэнергию, транспортировку товарного продукта и повышает его стоимость.

Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кеков выщелачивания. Наиболее эффективным способом является обезвоживание фильтрованием, в частности на ленточных фильтрах.

Для наиболее полного извлечения меди кеки выщелачивания промываются водной фазой. Промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частности на фильтрах.

Растворы жидкой фазы выщелачивания концентратов и промывные воды кека выщелачивания руды и концентрата для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, которые ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.

Из объединенных растворов производится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.

Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использование этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.

Образующийся при экстракции меди из сернокислых растворов рафинат содержит серную кислоты и остаточное количество меди. Для рационального использования жидкой фазы и снижения потерь меди рафинат экстракции используют для выщелачивания концентратов, промывки кеков выщелачивания концентратов.

Примеры реализации способа.

Пример 1.

Медная сульфидно-окисленная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, в которых 52% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 3 мм, измельчалась до крупности 65% класса - 0,074 мм.

Измельченная руда флотировалась при Т:Ж = 1:3, при добавлении извести до значения рН 8,5-9,0, вспенивателя и собирателя. Пенный продукт флотации содержал 24,8% меди в сульфидных минералах и 1,5% меди в окисленных минералах.

Далее в флотомашину с оставшейся рудой добавлялся сульфидизатор - сернистый натрий и производилась флотация окисленных минералов меди. Пенный продукт флотации содержал 22,6% меди в окисленных минералах меди.

Суммарный выход пенных продуктов составил 8,2%.

Пенные продукты флотации обезвоживались на пресс-фильтре. Концентрат окисленных минералов меди выщелачивался в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, концентрации серной кислоты 30 г/дм3. За 1,0 час выщелачивания в раствор перешло 97% окисленных минералов меди.

Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 50 г/дм3 с использованием озона при температуре 60°С, концентрации ионов трехвалентного железа от 7,2 г/дм3. Концентрация озона составляла 150 г/дм3. Извлечение меди из концентрата за 6 часов выщелачивания составило 94%.

После выщелачивания твердая фаза кеков выщелачивания отфильтровывалась на ленточном фильтре с одновременной промывкой сначала рафинатом экстракции и затем водой.

Жидкая фаза выщелачивания концентратов и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 6,9 г/дм3, значение рН 1,8.

Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракции меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 92,6%.

Пример 2.

Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 3,1% меди, в которых 32% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом и измельчалась до крупности 70% класса - 0,074 мм.

Измельченная руда флотировалась при Т:Ж = 1:3, при добавлении извести до значения рН 9,0-9,5, вспенивателя и собирателя. Пенный продукт флотации содержал 26,1% меди в сульфидных минералах и 1,2% меди в окисленных минералах.

При добавлении в флотомашину сульфидизатора - сернистого натрия, производилась флотация окисленных минералов меди. Пенный продукт флотации содержал 19,8% меди в окисленных минералах меди.

Суммарный выход пенных продуктов составил 12,6%.

Пенные продукты флотации обезвоживалась на пресс-фильтре. Концентрат окисленных минералов меди выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, концентрации серной кислоты 26 г/дм3. За 0,5 час выщелачивания в раствор перешло 95% окисленных минералов меди.

Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 70 г/дм3 с использованием озона при температуре 30°С, концентрации ионов трехвалентного железа от 6,5 г/дм3. Концентрация озона составляла 150 г/дм3. Извлечение меди из концентрата за 10 часов выщелачивания составило 92%.

После выщелачивания твердая фаза кеков выщелачивания отфильтровывалась на ленточном фильтре с одновременной промывкой сначала рафинатом экстракции и затем водой.

Жидкая фаза выщелачивания концентратов и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 8,1 г/дм3, значение рН 1,8.

Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором в разбавителе органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракции меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91,8%.

1. Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд, заключающийся в сухом дроблении, измельчении руды до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотации измельченной руды с выделением на первом этапе концентрата сульфидных минералов меди, из оставшейся руды на втором этапе концентрата окисленных минералов меди, обезвоживании обоих концентратов флотации, выщелачивании при перемешивании концентрата окисленных минералов меди раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 50 г/дм3, выщелачивании при перемешивании концентрата сульфидных минералов меди в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-70°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3, последующем обезвоживании и промывке кеков выщелачивания, объединении растворов выщелачивания и промывки, освобождении объединенного раствора от твердых взвесей, экстракции меди из растворов с получением катодной меди.

2. Способ по п.1, в котором флотацию минералов меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0.

3. Способ по п.1, в котором для выделения окисленных минералов меди на втором этапе флотации добавляют реагент сульфидизатор.

4. Способ по п.1, в котором выщелачивание концентрата сульфидных минералов меди и концентрата окисленных минералов меди осуществляют при содержании твердой фазы 10-30%.

5. Способ по п.1, в котором выщелачивание концентрата окисленных минералов меди осуществляют 0,5-2,0 ч, а концентрата сульфидных минералов меди 3,0-10,0 ч.

6. Способ по п.1, в котором обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.

7. Способ по п.1, в котором промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.

8. Способ по п.1, в котором объединенные медьсодержащие растворы освобождают от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.

9. Способ по п.1, в котором экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция.

10. Способ по п.9, в котором образующийся при жидкостной экстракции рафинат используют для выщелачивания концентратов.

11. Способ по п.9, в котором образующийся при жидкостной экстракции рафинат используют при промывке кеков выщелачивания концентратов.



 

Похожие патенты:
Изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов, а именно к гидрометаллургической переработке руд, продуктов обогащения, отвалов, шлаков, содержащих сульфиды металлов, чановым, кучным и подземным способом.
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано на предприятиях горнодобывающей промышленности, в частности, для кучного или подземного выщелачивания металлов из хвостов обогащения медно-колчеданных руд, а также их безопасного хранения.

Изобретение относится к способу серно-кислотного выщелачивания металлической меди. .

Изобретение относится к гидрометаллургическим способам переработки рудного сырья и может быть использовано для серно-кислотного агитационного, кучного и подземного выщелачивания урана при извлечении урана из руд.
Изобретение относится к технологии переработки сфенового концентрата с получением титансодержащих продуктов, используемых в качестве дубителей в кожевенной промышленности, в качестве сорбентов для очистки жидких стоков от тяжелых металлов и радионуклидов, а также в производстве пластмасс, лакокрасочных и строительных материалов.
Изобретение относится к технологии получения неорганических материалов, в частности пигментов, используемых в лакокрасочной промышленности. .

Изобретение относится к сульфатному способу получения диоксида титана из титансодержащего материала. .

Изобретение относится к способу получения диоксида титана сульфатным методом из титансодержащего материала. .

Изобретение относится к сульфатному способу получения диоксида титана из титансодержащего материала. .
Изобретение относится к металлургии ванадия, в частности к способу извлечения ванадия из высокоизвестковых шлаков, включающему мокрое измельчение высокоизвесткового шлака с получением пульпы, обработку пульпы шлака серной кислотой и его окислительный обжиг, сернокислотное выщелачивание продукта обжига с последующим осаждением ванадия из раствора гидролизом.
Изобретение относится к гидрометаллургическому производству и может быть использовано при кучном биовыщелачивании сульфидных продуктов, содержащих различные цветные и благородные металлы.
Изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов, а именно к гидрометаллургической переработке руд, продуктов обогащения, отвалов, шлаков, содержащих сульфиды металлов, чановым, кучным и подземным способом.

Изобретение относится к металлургии меди и может быть использовано для восстановления меди из ее сульфидных соединений, присутствующих в сульфидных продуктах, например в концентратах, штейнах.

Изобретение относится к способу серно-кислотного выщелачивания металлической меди. .

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при переработке сульфидных медно-цинковых концентратов и промпродуктов с повышенным содержанием цинка.

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к металлургическому способу выплавки меди и медных сплавов. .

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для переработки медного сульфидного, в том числе никельсодержащего, сырья на черновую медь.

Изобретение относится к области автоматического управления процессами конвертирования цветной металлургии и может быть использовано для оптимизации газового режима конвертеров при переработке сульфидных руд и концентратов.

Изобретение относится к способам извлечения меди из халькопирита. .

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано при электроплавке сульфидных медно-никелевых материалов на штейн. .
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд
Наверх