CS209428B2 - Method of gaining the copper from the ore or concentrate - Google Patents
Method of gaining the copper from the ore or concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- CS209428B2 CS209428B2 CS483176A CS483176A CS209428B2 CS 209428 B2 CS209428 B2 CS 209428B2 CS 483176 A CS483176 A CS 483176A CS 483176 A CS483176 A CS 483176A CS 209428 B2 CS209428 B2 CS 209428B2
- Authority
- CS
- Czechoslovakia
- Prior art keywords
- copper
- electrolyte
- ore
- iron
- concentrate
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims description 70
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 62
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 58
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims description 56
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 23
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 55
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 39
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 38
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 23
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 21
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 20
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 15
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 15
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- -1 hydrogen ions Chemical class 0.000 claims description 12
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 11
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 9
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000010439 graphite Substances 0.000 claims description 8
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 claims description 8
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 6
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims description 6
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 108091005950 Azurite Proteins 0.000 claims description 5
- 241000907663 Siproeta stelenes Species 0.000 claims description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 5
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 5
- GWBUNZLLLLDXMD-UHFFFAOYSA-H tricopper;dicarbonate;dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Cu+2].[Cu+2].[Cu+2].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O GWBUNZLLLLDXMD-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 3
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 2
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 claims 1
- 238000007598 dipping method Methods 0.000 claims 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 27
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 13
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M sodium chloride Inorganic materials [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 5
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 4
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 4
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 4
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 4
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 4
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 4
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 4
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 4
- 239000000047 product Substances 0.000 description 4
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 4
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical class [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 3
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004743 Polypropylene Substances 0.000 description 2
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 2
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 2
- 229960004887 ferric hydroxide Drugs 0.000 description 2
- 229910001448 ferrous ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- IEECXTSVVFWGSE-UHFFFAOYSA-M iron(3+);oxygen(2-);hydroxide Chemical compound [OH-].[O-2].[Fe+3] IEECXTSVVFWGSE-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 229920001155 polypropylene Polymers 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 229910021380 Manganese Chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- GLFNIEUTAYBVOC-UHFFFAOYSA-L Manganese chloride Chemical compound Cl[Mn]Cl GLFNIEUTAYBVOC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- JIAARYAFYJHUJI-UHFFFAOYSA-L Zinc chloride Inorganic materials [Cl-].[Cl-].[Zn+2] JIAARYAFYJHUJI-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 1
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052728 basic metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 238000010349 cathodic reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052963 cobaltite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N copper iron Chemical compound [Fe].[Cu] IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N copper(I) oxide Inorganic materials [Cu]O[Cu] BERDEBHAJNAUOM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- KRFJLUBVMFXRPN-UHFFFAOYSA-N cuprous oxide Chemical compound [O-2].[Cu+].[Cu+] KRFJLUBVMFXRPN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229940112669 cuprous oxide Drugs 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 230000029142 excretion Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 150000002505 iron Chemical class 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003902 lesion Effects 0.000 description 1
- 235000001055 magnesium Nutrition 0.000 description 1
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L magnesium chloride Substances [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910001629 magnesium chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011565 manganese chloride Substances 0.000 description 1
- 235000002867 manganese chloride Nutrition 0.000 description 1
- 229940099607 manganese chloride Drugs 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 229910052961 molybdenite Inorganic materials 0.000 description 1
- CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N molybdenum disulfide Chemical compound S=[Mo]=S CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002978 peroxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 235000015424 sodium Nutrition 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004546 suspension concentrate Substances 0.000 description 1
- 239000011592 zinc chloride Substances 0.000 description 1
- 235000005074 zinc chloride Nutrition 0.000 description 1
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Vynález se týká způsobu získávání mědi z rudy nebo koncentrátu, obsahujícího měď a železo, popřípadě s obsahem chalkopyritu a/nebo malachitu nebo azuritu.The invention relates to a process for obtaining copper from an ore or a concentrate containing copper and iron, optionally containing chalcopyrite and / or malachite or azurite.
Zpracování rud, obsahujících měď, zejména pak sirníků, pomocí pyrometalurgické úpravy rud je všeobecně známé. Pyrometalurgické zpracování sirníkových rud je drahé, vede k nečistotám, popřípadě zašpinění a je přitom nutné odstraňovat velká množství kysličníku siřičitého nebo kyseliny siřičité, vznikajících jako vedlejší produkt.The treatment of ores containing copper, in particular sulfides, by pyrometallurgical treatment of ores is well known. The pyrometallurgical treatment of sulphide ores is expensive, leads to impurities or contamination, and it is necessary to remove large amounts of sulfur dioxide or sulfuric acid as a by-product.
Aby se překonaly nevýhody pyrometalurgických postupů známých v dosavadním stavu techniky, zejména pak znečišťování, byly vyvinuty různé hydrometalurgické postupy, které byly určeny zejména pro výrobu mědi z rud, obsahujících chalkopyryt, malachit nebo azurit.In order to overcome the disadvantages of the prior art pyrometallurgical processes, in particular pollution, various hydrometallurgical processes have been developed which have been especially designed for the production of copper from ores containing chalcopyryl, malachite or azurite.
Chalkopyrit — CuFeS2 — je jednou z nejhojnějších surovin obsahujících měď a dále jedním z minerálů, odolnějších vůči oxidaci: je popsáp jako čistý nebo odolnější vůči oxidaci, a to jako pentlandit, kobaltit, sfalerit, galenit, chalkocit a nejméně odolný pyrhotit a méně čistý jako pyrit a molybdenit.Chalkopyrite - CuFeS2 - is one of the most abundant copper-containing raw materials and one of the oxidation-resistant minerals: it is described as pure or more oxidation-resistant, such as pentlandite, cobaltite, sphalerite, galenite, chalcocite and the least resistant pyrhotite pyrite and molybdenite.
Chalkopyrit může být oxidován podle následujících rovnic na žádaný stupeň oxidace.Chalkopyrite can be oxidized according to the following equations to the desired degree of oxidation.
CuFeS2 -» Cu+ + Fe++ + 2S + 3e (1) neboCuFeS2 - > Cu + + Fe ++ + 2S + 3e (1) or
CuFeSz - Cu++ + Fe+ + + + 2S + 5e (2).CuFeSz - Cu ++ + Fe + + + 2S + 5e (2).
Vzhledem k nestabilnosti síry v alkalických oxidačních. roztocích je nutno uvedené reakce provádět při hodnotě pH něco pod 7,0.Due to the instability of sulfur in alkaline oxidation. in these solutions, the reactions must be carried out at a pH of slightly below 7.0.
Toho se dosáhne v autoklávech za použití vysokého tlaku vzduchu nebo kyslíku podobným způsobem, jak je popsáno v popise vynálezu chráněného kanadským patentem č. 618 623 (Sherrit Gordon Mineš Ltd.) pro zinkové rudy, přičemž však náklady na zařízení a zpracování jsou extrémně vysoké.This is accomplished in autoclaves using high air or oxygen pressure in a similar manner as described in the description of the invention protected by Canadian Patent No. 618,623 (Sherrit Gordon Mines Ltd.) for zinc ores, but the cost of equipment and processing is extremely high.
V popise vynálezu chráněného australským patentem č. 476 026 (The Anaconda Co.) je popsán způsob, u něhož se zpracovávají sirníky mědi v amoniakálním roztoku v nízkotlakých autoklávech s kyslíkem. Tento postup je drahý, vyžaduje velká množství amoniaku, kyslíku a kapacitně schopné odbytiště síranu amonného, který se produkuje v pěti- až desetinásobném množství s ohledem na měď.The description of the invention, protected by Australian Patent No. 476,026 (The Anaconda Co.), describes a process in which copper sulfides are treated in ammonia solution in low pressure oxygen autoclaves. This process is expensive, requiring large amounts of ammonia, oxygen and a capacity-capable outlet for ammonium sulfate, which is produced in five to ten times the amount with respect to copper.
V popise vynálezu chráněného USA patentem č. 3 673 061 (Cyprus Metallurgicalj je popsána oxidace sirníků mědi u anody elektrochemického článku. Přítomnost že2(19428 leza v rudě vede k pomalému stupni účinku proudu na anodě, protože se proud spotřebuje při oxidační reakci železa tak, jak je možno očekávat z výše uvedených rovnic (1) a (2). Z rovnice (1] je zřejmé, že je nutná výměna tří elektronů za účelem uvolnění jednoho atomu mědi, zatímco při vylučování by byla nutná pouze výměna jednoho elektronu. Z toho vyplývá, že stupeň účinnosti proudu při uvolňování na anodě s ohledem na měď činí pouze 33 %. Aby se tento nedostatečný stupeň účinnosti překonal, je nutné vyrábět v obdobných množstvích jako měď i elektrolytické železo, což pak vyžaduje zajištění odpovídajícího odbytiště na toto železo, které se takto připravuje velmi drahým způsobem.The description of the invention protected by U.S. Pat. No. 3,673,061 (Cyprus Metallurgical) describes the oxidation of copper sulfides at the anode of an electrochemical cell. The presence of 2 (19428 lesion in ore) results in a slow degree of current effect on the anode. As can be expected from equations (1) and (2) above, it is clear from equation (1) that three electrons need to be exchanged to release one copper atom, while only one electron exchange would be required for excretion. It follows that the degree of release current on the anode with respect to copper is only 33%. In order to overcome this lack of efficiency, it is necessary to produce in quantities similar to copper and electrolytic iron, which then requires an adequate outlet for this iron. is thus prepared in a very expensive manner.
Dále je nutno dbát toho, aby se zamezilo poklesu stupně účinnosti proudu následkem další oxidace elementární síry na sulfát. Popisovaný známý způsob vyžaduje velkou hustotu proudu na anodě, čímž nastává zesílené opotřebování anody a elektrolytické získávání mědi se musí provádět opatrně vzhledem k vysokému obsahu železa v elektrolytu.Furthermore, care must be taken to avoid a decrease in the degree of efficiency of the current due to further oxidation of elemental sulfur to sulfate. The known method described requires a high current density at the anode, thereby increasing the wear of the anode and the electrolytic recovery of copper must be carried out with caution due to the high iron content of the electrolyte.
V popise vynálezu chráněného australským patentem č. 4Θ6 261 (Cyprus Metallurgical) je popsán způsob velmi podobný výše uvedenému způsobu, který má také obdobné nevýhody.The description of the invention protected by Australian Patent No. 4,661,261 (Cyprus Metallurgical) describes a method very similar to the above method, which also has similar disadvantages.
Z patentové literatury je dále znám způsob vyluhování sirníkových rud chloridem železitým, který se pak na anodě regeneruje. Tento způsob vyžaduje nepřetržitý tok elektrolytu, a to katolytu k anolytu, aby se zamezilo silnému poklesu stupně účinnosti proudu, který by nastal tehdy, kdyby ionty trojmocného železa dosáhly katodu. Neřeší se zde pak postup k překonání nedostačujícího stupně účinnosti jako následku přítomnosti sirníků železa v rudě.Furthermore, the patent literature discloses a method for leaching sulfide ores with ferric chloride, which is then regenerated at the anode. This method requires a continuous flow of electrolyte, namely the catholyte to the anolyte, in order to avoid a severe decrease in the degree of current efficiency that would occur if the iron (III) ions reached the cathode. It does not address the process of overcoming the inadequate degree of efficiency due to the presence of iron sulfides in the ore.
V jiném pramenu je popsán relativně komplikovaný cyklický postup, při němž se vyluhuje ze sirníkových rud s obsahem mědí chlorid železitý a chlorid měďnatý.Another source discloses a relatively complicated cyclic process in which leaching from sulphide ores containing copper ferric chloride and copper chloride.
Sovětská publikace Cvětnaja metalurgia č. 17, 1973, str. 26 až 28 popisuje v článku „Elektrolytické zpracování sirníkových koncentrátů“ autorů V. V. Michailova, B. Z. Ustinského, N. P. Dobroselské a V. F. Borbata několikastupňový postup loužení chalkopyritu v roztoku síranu, který vyžaduje silný roztok železitých iontů. Kysličníky mědi a železa se srážejí na katodě a měď se potom selektivně louží a získává ze směsi kysličníků. Popsaný postup má tyto nevýhody: 1. je zapotřebí více pracovních stupňů v. důsledku katodové reakce (srážení kysličníků). 2. Vysoká koncentrace železitých iontů může způsobit velmi obtížné problémy při elektrolýze. 3. Okysličování sirníků železa představuje velkou spotřebu proudu na anodě. 4. Užití síranového elektrolytu vyžaduje, aby měď byla ve dvojmocném stavu místo v jednomocném, jako u chloridového elektrolytu, takže potřebuje více proudu.Soviet publication Cvetnaya metallurgy No. 17, 1973, pages 26 to 28 describes in the article "Electrolytic processing of sulphide concentrates" by VV Michailov, BZ Ustinsky, NP Dobroselska and VF Borbata a multi-step process of leaching chalcopyrite in sulphate solution which requires a strong ferric ion solution . Copper and iron oxides precipitate at the cathode, and the copper is then selectively leached and recovered from the oxide mixture. The process described has the following disadvantages: 1. more working steps are required due to the cathodic reaction (precipitation of oxides). 2. High concentrations of ferric ions can cause very difficult electrolysis problems. 3. Oxidation of iron sulfides represents a large current consumption on the anode. 4. The use of sulphate electrolyte requires copper to be bivalent instead of monovalent, as with chloride electrolyte, so it needs more current.
V popise vynálezu chráněného čs. patentu č. 102 369 se popisuje způsob extrakce zinku a jiných kovů při tlaku 3,92 MPa a teplotách do 250 °C, načež následuje zpracování při parciálním tlaku kyslíku 0,19 MPa.In the description of the invention protected by MS. No. 102,369 discloses a process for extracting zinc and other metals at pressures of 3,92 MPa and temperatures up to 250 ° C, followed by treatment at an oxygen partial pressure of 0.19 MPa.
Vynález chráněný čs. patentem č. 114 072 se týká způsobu odstraňování kovů, tvořících hydrolyzovatelné sloučeniny kovů z roztoků v tlakovém zařízení.The invention protected by MS. No. 114,072 relates to a method for removing metals forming hydrolyzable metal compounds from solutions in a pressure apparatus.
V popise vynálezu chráněného sovětským AO č. 313 881 se popisuje způsob extrakce iontové mědi rozpouštědly z jedné kapaliny do druhé.The description of the invention protected by Soviet AO No. 313,881 describes a process for extracting ionic copper by solvents from one liquid to another.
V popise vynálezu chráněného sovětským patentem č. 456 413 se popisuje způsob extrakce mědi z roztoků obsahujících arsen a připravených chlorováním zároveň s pražením nebo vypařováním za použití redukce dvojmocné mědi železnatou solí (obvykle síranem).The description of the invention protected by Soviet Patent No. 456,413 describes a process for extracting copper from arsenic-containing solutions prepared by chlorination at the same time as roasting or evaporation using a reduction of divalent copper with ferrous salt (usually sulfate).
Vynález odstraňuje v dalekosáhlé míře nevýhody dosud známých postupů a jeho předmětem je způsob získávání mědi z rudy nebo koncentrátu, obsahujícího měď a železo, popřípadě s obsahem chalkopyritu a/nebo malachitu, nebo azurit. Podstata vynálezu spočívá v tom, že ruda nebo koncentrát se ponoří do kyselého vodného elektrolytu, obsahujícího chloridové ionty v koncentraci od 20 g na litr do 500 g na litr a hodnota pH elektrolytu se během zpracování udržuje mezi 1,5 až 7,0, do vzniklé suspenze še intezívně vhání jemně rozptýlený vzduch nebo jiný plyn obsahující kyslík při teplotě elektrolytu od 50 °C do· 150 °C a železo, které se během zpracování uvolní, vypadne jako kysličník železitý a v případě sirníkové rudy nebo sirníkového koncentrátu se oxidovatelňá sirníková síra v podstatě převede do elementární formy a měď přejde do roztoku, z něhož se vyloučí.The present invention removes to a great extent the disadvantages of the prior art processes and its object is a process for obtaining copper from an ore or concentrate containing copper and iron, optionally containing chalcopyrite and / or malachite, or azurite. SUMMARY OF THE INVENTION The ore or concentrate is immersed in an acidic aqueous electrolyte containing chloride ions at a concentration of from 20 g per liter to 500 g per liter, and the pH of the electrolyte is maintained between 1.5 and 7.0 during processing. the resulting slurry intensively blows finely divided air or other oxygen-containing gas at an electrolyte temperature of 50 ° C to 150 ° C and the iron that is released during processing drops out as ferric oxide and, in the case of sulfide ore or sulfide concentrate, oxidizable sulfide sulfur it basically converts it into elemental form and the copper goes into solution, from which it is eliminated.
Hlavní rozdíl mezi způsobem podle vynálezu a způsoby podle známého stavu techniky spočívá v tom, že se rudy a koncentráty, obsahující železo a dokonce rudy obsahující chalkopyrit, oxidují vzduchem při v podstatě atmosférickém tlaku a mírné teplotě 50 °C až 150 °C, za tvorby kysličníku železitého až v případě sirníkových rud nebo koncentrátů se sirníková síra převede na elementární formu a měď přejde do roztoku, z něhož se vyloučí.The main difference between the method of the invention and the prior art methods is that the ores and concentrates containing iron and even ores containing chalcopyrite are oxidized by air at substantially atmospheric pressure and a moderate temperature of 50 ° C to 150 ° C, forming in the case of sulphide ores or concentrates, the sulphide sulfur is converted to its elemental form and the copper passes into a solution from which it is eliminated.
Rovnice oxidace mědi v chalkopyritu mohou být podle požadovaného stupně oxidace vyjádřeny takto:Copper oxidation equations in chalcopyrite may be expressed as follows, depending on the degree of oxidation required:
CuFeS2 + 2 H+ + 2 02 -> 2 Cu+ + + Fe2O3 + 4 S + H2O neboCuFeS 2 + 2 H + + 2 02 -> 2 Cu + + + Fe 2 O 3 + 4 S + H 2 O or
CuFeS2 + 4 H+ + 2,5 O2 - 2Cu++ + + Fe2O3 + 4 S + 2 H2O .CuFeS 2 + 4 H + + 2.5 O 2 - 2 Cu ++ + + Fe 2 O 3 + 4 S + 2 H 2 O.
Způsob podle vynálezu umožňuje výrobu mědi při nízkých nákladech v jednom výrob209428 ním stupni bez znečišťování ovzduší a v podstatě za atmosférickým tlaků.The process according to the invention allows the production of copper at a low cost in one production step, without air pollution and substantially at atmospheric pressures.
Způsobem podle vynálezu se umožňuje přeměnit v jednom výrobním stupni chalkopyrit na elementární síru, kysličník železa a kovovou měď v relativně bezželezných roztocích, při atmosférickém tlaku a bez tvorby elektrolytického železa.The process according to the invention makes it possible to convert chalcopyrite into elemental sulfur, iron oxide and metallic copper in a relatively non-ferrous solution, at atmospheric pressure and without the formation of electrolytic iron in one production step.
Jedna z hlavních výhod způsobu podle vynálezu spočívá v tom, že může být prováděn za atmosférického tlaku a nemusí být tedy používáno tlakových nádob. Ačkoli se způsob podle vynálezu může provádět rovněž z vyšších tlaků, směřuje vynález především na dosažení této výhody. Výraz „v podstatě atmosférický tlak“ tedy znamená, že při postupu podle vynálezu se vyžadují jiné tlaky, než jsou tlaky v tlakových kotlích.One of the main advantages of the process according to the invention is that it can be carried out at atmospheric pressure and therefore no pressure vessels need be used. Although the process according to the invention can also be carried out from higher pressures, the invention is directed primarily towards achieving this advantage. Accordingly, the term "substantially atmospheric pressure" means that pressures other than those of pressure boilers are required in the process of the invention.
Podle výše uvedených rovnic, které vyjadřují reakce stanovené podle způsobu vynálezu, je zřejmé, že se tvoří jak ionty jednomocné mědi, tak i ionty dvoumocné mědi, a že relativní podíly těchto iontů závisí na délce doby, při které se způsob podle vynálezu provádí, a na specifických podmínkách při provádění způsobu. Je žádoucí, aby byly k dispozici lonty chloridu za účelem zajištění, že ionty jednomocné mědi zůstanou v roztoku, přičemž však minimálně potřebné množství odpovídající výše uvedeným činitelům se mění a je tedy omezeno podle výsledku.According to the above equations, which express the reactions determined according to the method of the invention, it is clear that both monovalent copper ions and divalent copper ions are formed and that the relative proportions of these ions depend on the length of time the process of the invention is carried out, and under specific conditions of the process. Desirably, chloride ions are available to ensure that the monovalent copper ions remain in solution, but at least the amount necessary for the above agents varies and is therefore limited by the result.
V jedné alternativě způsobu podle vynálezu se nepřetržitě nebo přerušovaně přivádí do roztoku kyselina chlorovodíková, aby se udržela hodnota pH na dané výši, a měď se v roztoku převádí do iontové formy, z níž se pak může získat v elementární formě o sobě známými způsoby, například vytuhnutím — cementováním, nebo elektrolytickým vylučováním.In one alternative of the process of the invention, hydrochloric acid is continuously or intermittently introduced into the solution to maintain the pH at a given level, and the copper is converted into the ionic form in solution, from which it can then be obtained in elemental form by known methods, e.g. by setting - by cementing or by electrolytic deposition.
Hodnota pH se také může regulovat nepřetržitým nebo přerušovaným přidáváním kyselého anolytu z elektrochemického článku. Ionty vodíku se tvoří v anolytu anodickou oxidací vody a mohou být s výhodou regenerovány, aby přiváděly elektrolyt do článku k vypadávání mědi u katody a ke tvoření dalších iontů vodíku oxidací vody u anody.The pH can also be controlled by continuously or intermittently adding an acid anolyte from the electrochemical cell. Hydrogen ions are formed in the anolyte by anodic oxidation of water and can advantageously be regenerated to supply the electrolyte to the cell for copper loss at the cathode and to form additional hydrogen ions by oxidation of water at the anode.
V jednom z výhodných provedení způsobu podle vynálezu se ruda nebo koncentrát intenzívně mísí se vzduchem nebo s jiným kyslík obsahujícím plynem v anodové části elektrochemického článku a měď se pak může u katody kontinuálně destíčkovat nebo vylučovat.In one preferred embodiment of the process of the invention, the ore or concentrate is intensively mixed with air or other oxygen-containing gas in the anode portion of the electrochemical cell, and the copper can then be continuously deposited or precipitated at the cathode.
Při jiné alternativě zahrnuje vynález způsob extrakce mědi z rudy nebo koncentrátu, obsahujícího měď a železo, za současného vyplátování extrahované mědi u katody elektrochemického díafragmatického článku; jeho podstata spočívá v tom, že se ruda nebo koncentrát ponořují do elektrolytu v anodůvé části elektrochemického ůiaíragmatického článku, takto vzniklá suspenze se intenzívně promísí s jemně rozptýleným vzdu6 chem nebo jiným kyslík obsahujícím plynem při v podstatě atmosférickém tlaku a při teplotě od 50 °C do teploty varu elektrolytu, přičemž elektrolyt obsahuje ionty chloridů elektrolytu v koncentraci, která leží mezi koncentrací, dostačující k udržení zpracovávaných iontů jednomocné mědi v roztoku, a mezi stavem nasycení. roztoku, a proud mezi anodou a katodou se vede tak, že uvolněné ionty vodíku udržují u anody v elektrolytu hodnotu pH mezi 1,5 až 7,0, čímž železo při postupu uvolněné vypadne jako kysličník železitý a v případě sirníkové rudy nebo sirníkového koncentrátu se za těchto podmínek oxidovatelná sirníková síra v podstatě převede do elementární formy a měď vyplátuje na katodě.In another alternative, the invention includes a method of extracting copper from an ore or concentrate containing copper and iron, while paying out the extracted copper at the cathode of an electrochemical diaphragmatic cell; characterized in that the ore or concentrate is immersed in the electrolyte in the anode portion of the electrochemical cell, the resulting suspension is intimately mixed with finely divided air or other oxygen-containing gas at a substantially atmospheric pressure and at a temperature of from 50 ° C to the electrolyte boiling temperature, wherein the electrolyte contains electrolyte chloride ions at a concentration that is between a concentration sufficient to keep the monovalent copper ions to be treated in solution and between a saturation state. of the solution and the current between the anode and cathode is conducted such that the liberated hydrogen ions maintain an pH in the electrolyte of between 1.5 and 7.0, thereby releasing the iron as ferric oxide in the process and in the case of sulfide ore or sulfide concentrate under these conditions, the oxidizable sulfide sulfur basically converts to elemental form and the copper pays at the cathode.
Na počátku provádění způsobu podle vynálezu je možno postup zkatalyzovat tím, že se do elektrolytu přivádějí ionty mědi.At the beginning of the process of the invention, the process can be analyzed by introducing copper ions into the electrolyte.
S výhodou se do elektrolytu přivádí přerušovaně proud vzduchu nebo plynu obsahujícího kyslík ve formě jemně rozptýlených částic, výhodně za použití porézního grafitového rozptylovače.Preferably, a stream of air or oxygen-containing gas in the form of finely divided particles is introduced intermittently into the electrolyte, preferably using a porous graphite diffuser.
Obsah uvolněného železa v elektrolytu se udržuje s výhodou pod 5 g na 1 litr elektrolytu, a to řízením elektrolytického oxidačního potenciálu.The iron content of the electrolyte is preferably kept below 5 g per liter of electrolyte by controlling the electrolytic oxidation potential.
Rozvinutí způsobu podle vynálezu, vztaženo na rudy s obsahem sirníku, vede k následujícím závěrům.The development of the process according to the invention with respect to sulphide-containing ores leads to the following conclusions.
Sirníky bazických kovů mají sklon k tomu, že během oxidační reakce mnohem snáze pasivují do síranových roztoků než do chloridových roztoků, a proto se při způsobu podle vynálezu používají roztoky chloridů. Další důvod spočívá v tom, že sirníky mědi, zejména flotační koncentráty, při zavádění vzduchu do síranového roztoku silně pění, zatímco pěnění u většiny materiálů s mědí v chloridových roztocích je zanedbatelné.Basic metal sulfides tend to passivate to sulfate solutions more readily than to chloride solutions during the oxidation reaction, and therefore chloride solutions are used in the process of the invention. Another reason is that copper sulfides, especially flotation concentrates, are very foaming when air is introduced into the sulfate solution, while foaming in most copper materials in chloride solutions is negligible.
U způsobu podle vynálezu se používá koncentrace chloridů, která je dostačující k tomu, aby uvolnila všechny přítomné ionty jednomocné mědi a nasytila je, jak je uvedeno výše v rovnicích.In the method of the invention, a chloride concentration is used which is sufficient to release all of the monovalent copper ions present and to saturate them, as outlined in the equations above.
Vzduch je nejlacinější a nejsnáze získatelný oxidační prostředek.Air is the cheapest and easiest to obtain oxidizing agent.
Elementární síra je daleko žádanějším vedlejším produktem než síran amonný, právě tak jako velká množství amoniaku, a není k dispozici žádné kapacitně vhodné odbytiště pro síran amonný. Vzhledem k nestabilitě elementární síry v alkalických oxidačních roztocích je reakční hodnota pH nutná nižší než 7. Kysličník železa je žádanějším vedleším produktem než elektrolytické železo vzhledem k nákladům, nabíhajícím při výrobě elektrolytického železa a vzhledem k nezbytnosti dávat na trh odpovídající množství jak mědi, tak i elektrolytického železa. Je tedy výhodné udržovat reakční hodnotu pH nad 1,5 za účelem stabilizace vzniklého kysličníku železa.Elemental sulfur is a much more desirable by-product than ammonium sulfate, as well as large amounts of ammonia, and there is no capacitance suitable for ammonium sulfate available. Due to the instability of elemental sulfur in alkaline oxidation solutions, the reaction pH value is less than 7. Iron oxide is a more desirable by-product than electrolytic iron, due to the cost of producing electrolytic iron and the need to market adequate quantities of both copper and electrolytic iron. It is therefore preferred to maintain the reaction pH above 1.5 to stabilize the iron oxide formed.
Jak je z výše uvedených rovnic zřejmé,As is clear from the above equations,
269428 zoxidovalo způsobem podle vynálezu železo na kysličník železitý a ne na ionty trojmocného železa, jak se děje u známých hydrometalurgických způsobů. Je tedy stupeň účinnosti proudu při způsobu podle vynálezu se zřetelem na měď téměř 100% ve srovnání se stupněm účinnosti proudu mezi 30 a 40 o/o u dosud známých hydrometalurgických postupů. Ekonomická výhodnost způsobu podle vynálezu je tedy mnohem větší než u dosavadních způsobů.269428 oxidized iron to iron (III) oxide and not to trivalent iron ions by the method of the invention, as is known in the known hydrometallurgical processes. Thus, the degree of current efficiency in the process according to the invention with respect to copper is almost 100% compared to the degree of current efficiency between 30 and 40% in the prior art hydrometallurgical processes. Thus, the economic advantage of the process of the invention is much greater than that of the prior art.
Oxidační reakce v kyselém roztoku mohou probíhat s ohledem na dané kinetické podmínky celkem pomalu. Reakce 2 H+ + + 1/2 02 -» H2O má v kyselém roztoku potenciál Eo + 1,229 a v neutrálním roztoku Eo + 0,815. V kyselém roztoku mají reakce často pomalé stupně jako počáteční redukci kyslíku na peroxid. Vzdušná oxidace železnatých iontů na železité ionty v kyselém roztoku probíhá, v protikladu k uvedeným potenciálům, pouze pomalu. Přesto však může reakce proběhnout ve slabě kyselých roztocích rychle, když bude zahrnovat současné vypadávání kysličníku železitého nebo hydroxidu železitého.Oxidation reactions in an acidic solution may proceed quite slowly with respect to given kinetic conditions. The reaction 2 H + + 1/2 02 - »H2O has the potential in the acidic solution of E-1229 and E in neutral solution of about + 0.815. In an acidic solution, the reactions often have slow steps such as an initial reduction of oxygen to peroxide. The air oxidation of ferrous ions to ferric ions in an acidic solution proceeds only slowly, in contrast to the abovementioned potentials. However, the reaction may proceed rapidly in weakly acidic solutions if it involves simultaneous precipitation of ferric oxide or ferric hydroxide.
Podle toho byl vypracován postup za použití vzduchu při atmosférickém tlaku aAccordingly, a process was developed using air at atmospheric pressure and
Čas (v hodinách) Analýzy roztoku (g. I1“)Time (in hours) Solution analysis (g. I 1 “)
Přes 90 % mědi se vyloučilo elektrolytem s maximálním obsahem mědi 2 g. I-1.Over 90% of the copper to avoid electrolyte containing a maximum of 2 g of copper. I -1.
Obdobných výsledků bylo dosaženo u elektrolytů s chloridem sodným, horečnatým, zinečnatým a manganatým.Similar results were obtained for sodium, magnesium, zinc and manganese chloride electrolytes.
Vzdušná oxidace chalkopyritu byla prováděna za ideálních poměrů při hodnotě pH cca 2,0 až 2,5, jak je uvedeno v následujícím příkladě 2.Aerial oxidation of chalcopyrite was carried out at ideal ratios at a pH of about 2.0 to 2.5, as shown in Example 2 below.
CuFeSž + 4 H+ + 2,5 O2 -> 2Cu++ + + Fe2O3 + 4 S + 2 H2O .CuFeS2 + 4 H + + 2.5 O2 -> 2Cu ++ + + Fe2O3 + 4 S + 2 H2O.
Dále jsou uvedeny příklady způsobu extrakce mědi vzdušnou oxidací chalkopyritu při v podstatě atmosférickém tlaku za tvorby kysličníku železitého, elementární síry a iontů mědi.Examples of copper extraction by air oxidation of chalcopyrite at substantially atmospheric pressure to form ferric oxide, elemental sulfur and copper ions are given below.
Všechna procenta uvedená v příkladech znamenají koncentraci hmotnostní.All percentages given in the examples are by weight.
Příklad 1Example 1
100 chalkopyritového koncentrátu se smíchalo s 1 litrem vodného elektrolytu, který obsahoval 200 g chloridu amonného a 2 g chloridu měďnatého v nádobě, která byla na dnu vybavena porézním rozptylovačem ze tkaniny.100 chalcopyrite concentrates were mixed with 1 liter of aqueous electrolyte containing 200 g of ammonium chloride and 2 g of copper chloride in a vessel equipped with a porous cloth disperser at the bottom.
ml 5 N kyseliny chlorovodíkové se pomalu přidávalo během 6 hodin, aby se udržovala hodnota pH v rozsahu od 2,0 do 2,5. Teplota se udržovala u 85 °C a vzduch se zaváděl rozptylovačem.ml of 5 N hydrochloric acid was slowly added over 6 hours to maintain the pH in the range of 2.0 to 2.5. The temperature was maintained at 85 ° C and air was introduced through a diffuser.
Byly zjištěny následující výsledky:The following results were found:
P ř í k 1 a d 2Example 1 a d 2
Tři suspenze koncentrátu chalkopyritu (100 g.l'1] v 20%ním roztoku chloridu sodného se udržovaly v rozmezích hodnot pH od 1,0 do 1,5, od 2,0 do 2,5 a od 3,0 doThree suspensions of chalcopyrite concentrate (100 g.l -1 ) in 20% sodium chloride solution were maintained in the pH range from 1.0 to 1.5, from 2.0 to 2.5, and from 3.0 to 2.5.
3,5 při teplotě 85 °C v nádobě obdobně jako je popsáno v příkladě 1, přičemž jemně rozptýlený vzduch byl přiváděn porézním látkovým rozptylovačem, pokrývajícím dno nádoby.3.5 at 85 ° C in a container similar to that described in Example 1, wherein the finely divided air was supplied by a porous fabric diffuser covering the bottom of the container.
20S42820S428
Byly zjištěny následující výsledky v g. I1:The following results were found in g. I 1 :
Nejvyšší rychlost uvolňování mědi byla při hodnotě pH od 2,0 do 2,5, přičemž koncentrace železa v roztoku byla únosně nízká.The highest copper release rate was at a pH of 2.0 to 2.5, with the iron concentration in the solution being tolerably low.
Oxidace probíhala s výhodou při teplotě nad cca 70 °C, jak je uvedeno v následujícím příkladě 3.The oxidation is preferably carried out at a temperature above about 70 ° C as shown in the following Example 3.
Příklad 3Example 3
Tři suspenze koncentrátu chalkopyritu (100 g. I1) v 20o/0 roztoku chloridu sodného se udržovaly při hodnotě pH od 2,0 doThree chalcopyrite suspension concentrate (100 g. 1 I) at 20 ° / 0 sodium chloride solution is maintained at a pH of from 2.0 to
2,5 v nádobě obdobně jako v příkladě 1 a při teplotách 70 °C, 80 °C a 90 °C, přičemž se přiváděl jemně rozptýlený vzduch obdobným způsobem jako v příkladě 1.2.5 in a vessel similar to Example 1 and at temperatures of 70 ° C, 80 ° C and 90 ° C, with finely divided air being supplied in a similar manner to Example 1.
Výsledky (g.l-1)Results (gl -1 )
Teplota °C 70 80 t 90Temperature ° C 70 80 t 90
Teplota cca 80 °C se jevila jako dostačující.A temperature of about 80 ° C appeared sufficient.
Rovnice pro anodickou oxidaci vody u anody elektrochemického článku je následující:The equation for anodic water oxidation at the anode of an electrochemical cell is as follows:
HzO - 2 H+ + 1/2 O2 + 2 e .H 2 O - 2 H + + 1/2 O 2 + 2 e.
Tato reakce má potenciál 0,815 voltů v neutrálním roztoku a 1,229 voltu v 1 N kyselině, přičemž v tomto případě je tvorba chlóru v roztoku chloridů konkurující reakcí. Za podmínek použitých u tohoto způsobu by teoretický potenciál ležel mezi těmito dvěma hodnotami.This reaction has a potential of 0.815 volts in neutral solution and 1.229 volts in 1 N acid, in which case the formation of chlorine in the chloride solution is a competing reaction. Under the conditions used in this method, the theoretical potential would lie between these two values.
Katodu je možno použít k plátování mědi podle rovniceThe cathode can be used to clad copper according to the equation
Cu ·· 2 Cu° — 2 e neboCu ·· 2 Cu ° - 2e or
Cu + + -> 2 Cu° — 4 e .Cu + + - > 2 Cu ° - 4 e.
Souhrnná reakce v článku pak probíhá následovně:The summary reaction in the article then proceeds as follows:
CuFeS2 + 1,5 O2 -» 2 Cu°+ Fe2O3 + 4 S .CuFeS2 + 1.5 O2 - »2 Cu ° + Fe 2 O 3 + 4 S.
Ačkoli je možné tvořit vodíkové ionty u anody elektrochemického článku za použití chloridového elektrolytu, mohou se vytvořit jen omezená množství těchto iontů dříve, než tvorba chloru vyvolá konkurující reakci podle hustot proudu, látek na anodě atd.Although it is possible to form hydrogen ions at the anode of an electrochemical cell using a chloride electrolyte, only limited amounts of these ions can be formed before chlorine formation induces a competing reaction according to current densities, anode substances, etc.
Na obrázcích 1 a 2 jsou schématicky znázorněny příkladně elektrochemické články různého provedení, vhodné k provádění způsobu podle vynálezu.1 and 2 schematically show, by way of example, electrochemical cells of various embodiments suitable for carrying out the process according to the invention.
Na obr. 1 je schematicky znázorněn diafragmatický článek válcovitého tvaru, který má velký obsah anolytu ke zpracování rud nižší jakosti. Vzduch se přivádí porézním rozptylovačem na dně článku, zatímco se proud vede mezi anodami a katodami z grafitových tyčí. Šipky A na obr. 1 ukazují směr proudu vzduchu v článku. B je suspenze elektrolytu, C je pětilitrová nádoba, D diafragma článku, E měděná houba, F porézní grafit a G grafitové elektrody.FIG. 1 is a schematic diagram of a cylindrical diaphragmatic cell having a high anolyte content for processing lower quality ores. The air is supplied by a porous diffuser at the bottom of the cell while the current is passed between the anodes and the cathodes of the graphite rods. The arrows A in FIG. 1 show the direction of air flow in the cell. B is an electrolyte suspension, C is a 5 liter vessel, D a cell diaphragm, E a copper sponge, F a porous graphite and G a graphite electrode.
Chalkopyrit se přemění na kysličník železitýj elementární síru a ionty mědi, které difundují porézní diafragmou a ukládají se v lehce odebíratelné formě u katody. Měděný produkt se může odebírat ze dna článku a izolovat například filtrací.Chalkopyrite is converted to ferric oxide, elemental sulfur and copper ions, which diffuse through the porous diaphragm and deposit in an easily removable form at the cathode. The copper product may be removed from the bottom of the cell and isolated, for example, by filtration.
Na obr. 2 je znázorněno výhodné provedení článku na zpracování koncentrátu mědi za použití obvyklých konstrukčních tvarů, jako je plochá deska. I na obr. 2 představuje přívod vzduchu, J elektrolytickou disperzi vzduchu a rudy, K elektrolyt, L pětilitrovou nádobu, M katody, N anodu a P měděný produkt, který se tvoří na katodách M a padá ke dnu nádoby L.FIG. 2 shows a preferred embodiment of a copper concentrate treatment cell using conventional designs such as a flat plate. Also in Fig. 2, the air supply, J the electrolyte dispersion of air and ore, K the electrolyte, L the five liter vessel, the M cathode, the N anode and the P represent the copper product that forms at the cathodes M and falls to the bottom of the vessel L.
V dále uvedeném příkladě je popsáno přímé zpracování chalkopyritu na kovovou měď, kysličník mědi a elementární síru.The following example describes the direct processing of chalcopyrite into metallic copper, copper oxide and elemental sulfur.
PříkladěExample
Diafragma pravoúhlého průřezu, zhotove20942 8 ná z polypropylenu, byla vybavena polypropylenovým rozptylovačem vzduchu, který pokrýval dno anodové části. Anodová část měla grafitovou desku opatřenou žlábky, aby se dosáhlo vysoce účinného povrchu anody.A rectangular diaphragm made of polypropylene was equipped with a polypropylene air diffuser that covered the bottom of the anode portion. The anode portion had a graphite plate provided with grooves to achieve a highly efficient anode surface.
Anoda a anodová část se ponořily do vodného elektrolytu, který obsahoval 10 g chloridu měďnatého na 1 1 elektrolytu a 20 % chloridu sodného v desetilitrové nádobě.The anode and the anode portion were immersed in an aqueous electrolyte containing 10 g of copper chloride per l of electrolyte and 20% sodium chloride in a 10-liter flask.
Grafitové tyče, které byly ponořeny do elektrolytu na vnější straně anodové části, sloužily jako katody.The graphite rods, which were immersed in the electrolyte on the outside of the anode part, served as cathodes.
Do anodové části se dalo 350 g koncentrátu chalkopyritu a v dostačujícím množství se přiváděl do anodové části vzduch, aby se ruda ztekutila a aby se vytvořil přebytek kyslíku oproti rudě. Po dobu 6 hodin se přiváděl proud 12 ampér při hustotě proudu na katodě 300 A. m2 a hustotě proudu na anodě 50 A . m '2. Měď se sbírala na elektrodách a na dně článku a na konci reakce.350 g of chalcopyrite concentrate were added to the anode portion and air was supplied to the anode portion in sufficient quantity to make the ore liquid and to produce an excess of oxygen over ore. A current of 12 amps was fed for 6 hours at a cathode current density of 300 A m 2 and an anode current density of 50 A. m ' 2 . Copper was collected at the electrodes and at the bottom of the cell and at the end of the reaction.
Výsledky — (teplota 85 °CjResults - (temperature 85 ° Cj
Elektroanalýza Cu (g . I-1)Electroanalysis of Cu (g. I -1 )
Fe (g.l i) pH počátek konec (po 6 h)Fe (g.l i) pH start end (after 6 h)
10,410.4
8,58.5
0,10.1
1,41.4
4,54,5
2,72.7
význam pro následující oddělování kapalných a pevných látek a může mít následovně škodlivé účinky na rychlost reakce, což může být způsobeno tvorbou želatinovitého vypadávajícího hydroxidu železitého.it may be of consequence for the subsequent separation of liquid and solids and may consequently have a detrimental effect on the rate of reaction, which may be due to the formation of gelatinous precipitated ferric hydroxide.
Bylo zjištěno, že je výhodné používat· pulsujícího proudm vzduchu, například během každé minuty 30 sekund. K mechanismu, který k tomuto zlepšení přispívá, je možno počítat oddifundování iontů dvojmocného železa· z částic rudy ještě před' vypadnutím kysličníku železitého.It has been found to be advantageous to use a pulsating air stream, for example, for 30 minutes every minute. The mechanism contributing to this improvement can be calculated to de-diffuse the ferrous ions from the ore particles before the ferric oxide falls out.
Použití výše uvedených podmínek k odstranění železa z elektrolytu usnadňuje podstatně zpracování oxidovaných rud mědi, jako je malachit a azurit. Tyto minerály se často: zpracovávají rozpouštěním v kyselině sírové’ s následnou elektrolýzou nebo cementací na železné třísky. Když ruda obsahuje velká množství' v kyselině rozpustného železa, vápníku, hořčíku atd., potřebuje se při takovémto postupu velké množství kyseliny, přičemž vznik hojných usazenin je hospodářsky nevýhodný.The use of the above conditions to remove iron from the electrolyte facilitates substantially the treatment of oxidized copper ores such as malachite and azurite. These minerals are often: processed by dissolving in sulfuric acid followed by electrolysis or cementing to iron chips. When the ore contains large amounts of acid-soluble iron, calcium, magnesium, etc., a large amount of acid is required in such a process, and the formation of abundant deposits is economically disadvantageous.
Jiný způsob za použití uhličitanu amonného je drahý, obtížný a dává kysličník měďný.Another method using ammonium carbonate is expensive, difficult and yields cuprous oxide.
možné vyluhovat selektivně měď, stříbro atd: za přítomnosti železa; a dále — podle chemického složení — za; přítomnosti vápníku a hořčíku, čímž se sníží spotřeba- reagencií.possible to leach selectively copper, silver etc: in the presence of iron; and - depending on the chemical composition - for; presence of calcium and magnesium, thereby reducing reagent consumption.
Použití vzduchu, nebo vysokých teplot je nutné pouze tam, kde se vyskytují sirníky, přičemž pak je použití; vzduchu výhodným postupem k suspendování rudy.The use of air or high temperatures is only necessary where sulphides are present, and then use; air by a preferred process for suspending the ore.
Příklad: 5 kg oxidované rudy, v níž bylo zjištěnoExample: 5 kg of oxidized ore in which it was detected
2,4 o/o mědi, se suspendovalo při teplotě 90 G pomocí výše uvedeného rozptylovače vzduchu v anodové části válcovitého dlafragmatického článku s 5 1 vodného elektrolytu, který obsahoval na 1 1 roztoku 200 gramů chloridu amonného a 10 g chloridu mědnatého.2.4 o / o copper was suspended at 90 G using the above air scatterer in the anode portion of a cylindrical lamphragmatic cell with 5 L of aqueous electrolyte containing 200 grams of ammonium chloride and 10 g of copper chloride per liter of solution.
Mezi grafitovými anodami a katodami se vedl po dobu 6 hodin prouď při hustotách produ 50 A.m”2, popřípadě 300 A.m”2.Between the graphite anodes and cathodes was passed for 6 hours at current densities sell 50 Am "2 or 300 Am" 2.
Měď, která se usazovala u katod vo snadno odstranitelné formě, se zfiltrovala; promyla; usušila a zvážila stejným způsobem jako zbytek. Byly získány následující výsledky:The copper that deposited at the cathodes in an easily removable form was filtered; washed; dried and weighed in the same way as the rest. The following results were obtained:
Výše uvedené výsledky ukazují, že bylo vylouženo a odebráno přes 90 % mědi a přes 85 % stříbra, zatímco železo, vápník a hořčík byly vylouženy pouze v malém množství. Článkové napětí 0,8 V bylo velmi nízké, a proto i náklady na proud při použití způsobu podle vynálezu jsou velmi nízké.The above results show that over 90% of copper and over 85% of silver were leached and recovered, while iron, calcium and magnesium were only leached in small quantities. The 0.8 V cell voltage was very low, and therefore the current cost of the method of the invention is very low.
Z uvedeného vyplývá, že způsob podle vynálezu je vhodný ke zpracování sirníků, kysličníků a smíšených sirníkatých a kysličníkových rud, přičemž má následující výhody: velmi nízké náklady na proud, v podstatě neovlivněné přítomností sirníků železa. Umožňuje použití buď velmi jednoduchého zařízení, vhodného pro práce v malém objemu, například přímo u důlního pracoviště, nebo kontinuální postup v technickém objemu. Není nutné používat kyselinu jako při postupu s kyselinou sírovou a cementováním. Nenastává žádné znečišťování vzduchu nebo jiné znečištění a tvoří se elementární síra, kterou je možno získávat snáze než kysličník siřičitý nebo jiné vedlejší produkty, jako například síran amonný. Rovněž reagencie se nespotřebovávají ve velkém množství a při výrobě se tvoří lehce filtrovatelný zbytek.Accordingly, the process of the invention is suitable for treating sulfides, oxides and mixed sulfide and oxide ores, and has the following advantages: very low current costs, substantially unaffected by the presence of iron sulfides. It allows the use of either a very simple device, suitable for work in small volumes, for example directly at a mining site, or a continuous process in technical volume. It is not necessary to use the acid as in the sulfuric acid and cementing process. No air or other contamination occurs and elemental sulfur is formed, which is easier to obtain than sulfur dioxide or other by-products such as ammonium sulfate. Also, the reagents are not consumed in large quantities and a readily filterable residue is formed during manufacture.
Ve výše uvedených příkladech provedení byl použit chalkopyrit, protože je jednou z nejčastěji používaných měděných rud, přičemž je ušlechtilejší než sirníky mědi. Vzhledem k velkému množství chemicky vázaného železa je zpracování této rudy spojeno s velkými problémy. Všeobecně pak způsobem podle vynálezu mohou být jiné sirníky mědi zpracovány snáze než chalkopyrit.In the above embodiments, chalcopyrite was used because it is one of the most commonly used copper ores and is more noble than copper sulfides. Due to the large amount of chemically bound iron, the processing of this ore is associated with major problems. In general, other copper sulfides can be treated more easily than chalcopyrite by the process of the invention.
Claims (10)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CS483176A CS209428B2 (en) | 1976-07-21 | 1976-07-21 | Method of gaining the copper from the ore or concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CS483176A CS209428B2 (en) | 1976-07-21 | 1976-07-21 | Method of gaining the copper from the ore or concentrate |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CS209428B2 true CS209428B2 (en) | 1981-12-31 |
Family
ID=5391937
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CS483176A CS209428B2 (en) | 1976-07-21 | 1976-07-21 | Method of gaining the copper from the ore or concentrate |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CS (1) | CS209428B2 (en) |
-
1976
- 1976-07-21 CS CS483176A patent/CS209428B2/en unknown
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5487819A (en) | Production of metals from minerals | |
US4551213A (en) | Recovery of gold | |
US20040144208A1 (en) | Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral | |
PL178355B1 (en) | Hydromechanical recovery of metals from complex metal ores | |
US4337128A (en) | Cupric and ferric chloride leach of metal sulphide-containing material | |
EA011250B1 (en) | METHOD FOR TREATING HONEY-CONTAINING MATERIALS | |
US4061552A (en) | Electrolytic production of copper from ores and concentrates | |
US3961028A (en) | Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions | |
US3865744A (en) | Method of producing copper and composition therefor | |
CA1123372A (en) | Electrowinning slurry prepared by acid leaching and precipitation of copper with calcium sulfite | |
EP0115500A4 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates. | |
US3966890A (en) | Method of producing solutions containing cuprous ions | |
US3937657A (en) | Electrowinning of copper | |
US4113848A (en) | Method of producing solutions containing cuprous ions | |
US3655538A (en) | Process for electrowinning zinc from sulfide concentrates | |
Mahmood et al. | The selective leaching of zinc from chalcopyrites-phalerite concentrates using slurry electrodes | |
EA009503B1 (en) | Method for processing concentrates from coppersulfide-based ores | |
CS209428B2 (en) | Method of gaining the copper from the ore or concentrate | |
US4381225A (en) | Production of lead from ores and concentrates | |
HU198759B (en) | Hydrometallurgical and electrochemical process for producing zinc from zinc sulfide-containing ores and concentrates | |
AU734584B2 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
IE43392B1 (en) | Extraction of copper from ores and concentrates | |
AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
DK152225B (en) | PROCEDURE FOR THE MINING OF COPPER FROM COPPER AND IRON ORE OR CONCENTRATE | |
JPS596896B2 (en) | Method for extracting copper from copper and iron-bearing ores |