DE2311242A1

DE2311242A1 - Verfahren zur gewinnung von kupfer, zink oder nickel aus erzen

Info

Publication number: DE2311242A1
Application number: DE19732311242
Authority: DE
Inventors: Nathaniel Arbiter; Martin Clifford Kuhn
Original assignee: Anaconda Co
Current assignee: Anaconda Co
Priority date: 1972-03-07
Filing date: 1973-03-07
Publication date: 1973-09-13
Also published as: IN138729B; FR2175074A1; DE2311242B2; NL7303112A; NO133812B; FR2175074B1; IE37546L; AU472980B2; NO133812C; CA998840A; IE37546B1; ZM4073A1; GB1404244A; JPS5438561B2; JPS4974601A; TR17677A; RO64661A; PH11968A; IT980494B; FI58347C

Description

Verfahren zur Gewinnung von Kupfer, Zink oder Nickel aus

Brzen

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Gewinnung von Kupfer, Zink oder Viokel aus einen diese Metalle in Porta sulfidiaoher Mineralien enthaltenden Erz, bei welchem zur Herstellung eines sulfidischen AuegangsnkonzentraiB des Me talle das Erz einen Schaunflotationsverfahren unterworfen und aus den Auegangskonzentrat das Metall gewonnen wird.

In der Praxis werden zur Gewinnung von Kupfer, Zink und

309837/0958

■- 2

3. Märe 1973

a - β·

Hiokel aus ihren sulfldisohen Erzen diese ErBe einer Schaumflotation unterworfen, an ein Konzentrat der wertvollen Metallsulfide BU erzeugen and die wertlosen Sulfide, Silica« , te, Alaninate und anderes wertloses erdiges Material alt de« Vlotationsabfall zu verwerfen. Die Konaentrate werden, je nach den in ihnen enthaltenen Metallbestandteilen, in verschiedener Weise behandelt. Kupfer- und Hiokelflotationakonsentrate werden but Gewinnung von Kupfer- und Viokelae» tall im allgemeinen gesohmolsen. Ziukf lotationekoneentrate werden eum Oxid gerüstet und entweder eit Kohlenstoff (Koks) redaaiert oder alt Säure ausgelaugt und anschließend durch Reduktion sun Metall elektrisch gewonnen.

In elneelnen Fällen 1st vorgeschlagen worden, Sulfidkonze titrate direkt auszulaugen und aus der Auslaug- lösung die Metallbestandteile entweder duroh direkte chemisohe Reduktion oder durch elektrolytIsche Reduktion zu gewinnen. Ein solches Verfahren, bei welchem Nickel- oder Kupferkoneentra» te mit Ammoniak in Gegenwart von Luft in einem Autoklaven bei hoher Temperatur und hohem Druck ausgelaugt werden, ist aus den QS-PS 2 567 314, 2 726 934 und 2 822 263 bekannt. Die bei diesem Verfahren erhaltene, Kupfer oder Hiekel enthaltende AuslauglSsung wird in einem Autoklaven bei hoher Temperatur und Druok mit Wasserstoff oder Kohlenmonoxid be-

309837/0958 _ ₃ _

A 11 483

3. Mire 1973

bandelt, an das Niokel oder das Kupfer in feinverteilter for« auezafällen. Bas vorbekannte Verfahren wurde «It Er* folg bei Konzentraten «it einen relativ hohen HlokelgehaIt angewandt, ee let jedoch ssur Behandlung von Kupferkonzentraten aae ökonoeieohen Gründen nioht befriedigend.

£b ist auch schon vorgeeohlagen worden, Kupferkonzentrate «1t einer starken (nahezu 1oo ^igen) Sohwefelsäore zu te* handeln, α« die Metallsulfide in Sulfate zu verwandeln, wobei etwas βIe«entarer 8ohwefel gebildet wird. Kupfer aas derart behandelten Konzentraten liegt in For« einer wäßrigen KupfersulfatlOeung vor, aus welcher es in üblicher Weise gewonnen werden kann. Dieses Verfahren ist technisch zwar denkbar, es hat sich jedoch nicht als praktisch durchführbar erwiesen.

Alle Wirtschaftlieh durchführbaren Verfahren zur Gewinnung von Metall_wbeetandtellen aus Flotationskonzentraten duroh Auslaugung, die bekannt sind, werden in der Weise durchgeführt, daß die Konzentrate zu Oxiden geröstet und der dabei entstehende gerostete Abbrand «it Schwefelsäure oder einer anderen Säure ausgelaugt wird, wobei bei der Rüstung sich größere Mengen von Schwefeldioxid bilden. Außer der Behandlung von Zinkkonzentraten vor der elektrischen Zinkgewinnung

309837/0958

A 11 483

3. ÜBT« 1973 a - ββ

-¹I-

hat βloh dieses Verfahren gegenüber der üblichen Seohnik dee Sohaeleens der Sulfide nicht ale wirtschaftlich vorteilhaft erwiesen,

Gemäß der Erfindung wird aus einem nach dem Sohauoflotationsverfahreη erhaltenen, Kupfer, Zink oder Hiokel ent» haltenden Ausgangskonsentrat das Metall dadurch gewonnen, dafi a) das Ausgangskonaentrat in elcer wäßriges» Ammoniumsulfat and freies Ammoniak enthaltenden Lösung aufgesohiemrt und die erhaltene Aufschlämmung earn Zweck der Auslaugung des Konsentrate bei Temperaturen epischen etwa 5o ⁰O and 8o ⁰C nnd Drücken von maximal o,7 kg/ot?^e" (Io psi) in Segenwart freien Sauerstoffs heftig gerührt und gleichseitig der Säueret off von den Rau« über der Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich weit unter der Oberfläche dor Aufschlämmung kräftig

/uagewäte wird, daß b) nach der Aue laugung die das Metall durch Aomoniak komplex gelOst enthaltenes, wäSrige Phase der Aufschlämmung von den nineralisohee Material mit ungelQsten Sulfiden enthaltenden feststoffen getrennt wird, das o) aus der abgetrennten wäßrigen Lösung dae Metall gewor.a«» wird, daß d) die abgetrennten ungelösten Feststoffe zur Irsseugung eines sekundären EoneentratB, welches die bei der Aaslaugung ungelöst verbliebenen Metallbestandteile enthält, #lnem «weiten PlotationsproBeß unterworfen werden und daß e) aus dem sekundären Konzentrat die darin enthaltenen Metallbestandteile gewonnen werden. 309837/0958

— 5 —

a ti 483 23112A2

3. «τ« 1973

BtI der Durchführung des Verfahrens kttnneo relativ wertlose ungelöste Solfide and andere Mineralien In die Abfallprodukte der »weiten Flotation verworfen werden, so daß ein setoiBdäres lonaentrat verbesserter Qualität end von geringere« Qewioht entsteht, welches ftir eine Weiterverarbeitung ■ehr geeignet ist. I&e Sekundarkoaeeatrtt kann, je naoh Beeoteaffenheit des ursprüngliches oder prieären Concentrate, dae i* folgenden $i*i Aueg&ngskoaesntrst bezeichnet werden soll, gesofetsoli&im, wi&^er ausgelaugt oder in Irgendeiner anderen Weise behandelt, ^'x-lfen. Welche Art der Weiterbehandlung auoh iaaer vorgecteher! i»^_f nc ist das sekundäre Konsentrat ftb? die entsprechende Behandlung ia allgeseinen besser geeignet als das Ausgangskonsentrat, u.a. ist sein Rauebedarf i· Terhältnis sun Auegangslconeentrat so sehr verringert, dafi so seiner Weiterbehandlung nur verhältniseäfilg kleine Torrlohtungen notwendig sind.

Torsugswei8e werden bei der Durchführung des Verfahrens die nach beendeter Auslaugung aus der Aufschlämmung abgetrennten ungelösten feststoffe Ib Oegenstroa gewaschen und dann erst des aweiten Flötetioneprozeö unterworfen. Zur Rückgewinnung der in de« Waeohwasser enthaltenen gelüsten Metalle wird die Hasoätflüseilgkeit vorteilhafterweise wieder alt der Auslau~ vereinigt.

- 6 303837/09S8

X 11 483 3. Mr« 1973 a -

6 -

ßeattß einer bevorzugten Auisftihrimgaforra dee Verfahrene werden die ungelösten Feststoffe na oh ihrer Abtrennung von der AaeiauglBanng and Tor dem zweiten flotaticmsproeeß durch Aafechl&aeen in einer wäSrigen Awaoniate-IewoniuBmilfatlöeung ein «weites Mal ausgelaugt, wob<ii die Aufschlämmung bei Temperaturen awisohen 6o ⁰O und 9o ⁰C unl Einern HaiJEandrcck von etwa o_t7 kg/oe (1o pe.*) heftig gerührt ucü freier Sauerstoff tob den Raua üter der Obexfläche der AufeohläiiBung in einen Bereich sieelich tief «isterhalh der Oberfläche der Aofeohilbnung kräftig amgewälit wird.

Je nach Beschaffenheit des Ausgaugeueterials hat es eich als TorteiXhaft erwiesen, auch das sekundäre Sulfidkonaentrat in einer wttfirigen Amoonialc-AinoioniuuisulfatlBeung aufsusohlätmnen and anter heftiges Rühren bei Temperaturen zwischen 6o - 9o C and eine« Druck von nioht «ehr als etwa o,7 kg/cta ausanlangen» wobei freier Sauerstoff von den Raus über der Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich ziemlich tief unterhalb der Oberfläche der Aufschlämmung umgewälzt wird,

dea

Je naoh/lietall, das aus dem sekundären Sulfi-koozentrat gewonnen werden soll, kann dieses zu diesem Zweck werden.

„ 7 .

303837/09S3

3. HIrB 1973

a - ββ ·

Bel Verwendung von Kupferkonzentraten ale Ausgangakonsentrat, die neben lupfer andere Metallsulfide als Bestandteile enthalten, die sioh in der Auslauglösung nlobt lösen, werden diese «öderen Metallsulfide in de« sekundären notationskonzentrat, welches la Verhältnis sue Ausgangekonzentrat an Kupfer stark verarat 1st, gesaaaelt and aus de* sekundär ren Konsentrat dann die Metallsulfldhestandteile gewonnen.

Bei Verwendung eines Ausgangskonseatrats alt eine* hoben Anteil an sulfidischen Kupferaineralien and eine« kleinen Molybdänitanteil wird bei der Durchführung des Verfahrens der größte Teil der Kupfersulfldaineralien la Verlaufe des. AuslaugprozesBes herausgelöst und fast alles Molybdlnit 1* sekunderen Konzentrat gewonnen.

Wird hei Verwendung eines Kupferkonzentrate als priaSres Konzentrat die wäßrige Aus la agio's ung alt eine* in eine* flüssigen organischen Media* gelSsten flüssigen Ionenaustauscher behandelt, uto das Kupfer in das organische Medina zu extrahieren und eine wäßrige, Io wesentlichen kopf erfreie, gereinigte, Aaaoalak and Aaeoniuvsulfat enthaltende Lusung herzustellen, so wird das kupferhaltige organische Medina alt verdünnter Schwefelsäure behandelt, na das Köpfer in Fora einer wäßrigen Kupfereulf atlösung au erhalten und den

309837/0958 - 8 -

A 11 483 - 8 -

5. Märe 1973
a - da

flüssigen Ionenaustaueoher wieder zu gewinnen· Sie gereinigte Lösung wird in den Auslaugungeprosess zurückgeführt und das Kupfer aus der sauren Kupfersulfatlösung elektrisch gewonnen· Sofern in den Auegangekonzentrat neben Kupfer Zink enthalten 1st, welohes bei der Auslaugung gelöst wird und naoh der Attraktion des Kupfers mit den flüssigen Ionenaustauscher in der gereinigten Lösung verbleibt, kann aus mindestens einen Teil der Lösung das Zink ale unlösliche Verbindung ausgefällt und abgetrennt und aus der Lösung das Ammoniak wiedergewonnen werden· Vorzugsweise wird das Zink als unlösliohes Karbonat durch Einleiten von Kohlendioxid unter Bruok in die von Kupfer befreite Lösung gewonnen.

Ist das Ausgangskonsentrat ein Kupferkonzentrat, welohes einen wesentlichen Anteil an ihrer Oberflfiohe nit einen KupfersulfIdnaterial beschichteten Pyritpartikel enthält, so löst sich die Beschichtung während des Auslaugens, so daB der von den kupferhaltigen überzug befreite Pyrit größtenteils in den Abfallprodukten der sekundären Flotation verworfen werden kann·

Sas Auswaschen der Feststoffe nach der Auslaugung vor deren Behandlung in zweiten Flotatlonsprosess kann beispielsweise

- 9 309837/0958

A 11 483 901 1

3. Mar« 1973 ^{z J} ' '

a - ββ

dadurch geschehen, defl die Aufschiebung ie Oegenstro« gewaeoben wird, wobei die festetoffβ eingedickt and die Aaslauglösung τοπ ihnen kontinuierlich abdekandiert wird· Sie Aufschlämmung tann nach beendeter Auslaugang aber auch abfiltriert and der Rückstand auegewaschen werden. Vorzugsweise soll das der »weiten SohauMflotation unterworfene Produkt Ton der awtoniakalieohen Auelauglösung befreit sein.

Sie Feststoffe aus den Auslaugungeprozeß können Tor oder naoh den zweiten Flotationsprozeß erneut ausgelaugt werden. Beispielsweise kann es vorteilhaft sein, dann« wenn ein lösIiober Metallhestandteil (beispielsweise Kupfer) in weeentliehen vollständig aus de« Auegangskonsentrat gewonnen werden soll und i« wesentlichen unlösliche Metallsulfide» wie beispielsweise Molybdänit, i« sekundären Konzentrat erhalten werden soll, die feststoffe naoh der ersten Auslaugung beispielsweise durch Dekantieren abzutrennen und i« eine« seiten Auelaugvorgang die Lösung der lösHoheη Metallsulfide zu vervollständigen. Danach können die in der Auslauglosung unlöslichen Feststoffe gewaschen, eingedickt und de« zweiten FlotationsprozeB unterworfen werden. Soll eine 1« weeentIiohen volIetändige Gewinnung eines 10sHohen Metallbestandteiles durch Auslaugen und Wiederauslaugen bezweokt und dabei gleichzeitig der Rauebedarf des der zweiten Auslaugung

309837/0968 - io -

A 11 483 - 10 - ο Q1 1 ο/ -5

a - da

zu unterwerfenden Materials verringert werden, so kann man die Vestbestandteile der ersten Auslaugung naoh dem Eindikken und Waschen dem zweiten Konzentrationsprozess unterziehen, und das sekundäre Konzentrat danach in einer zweiten Auslauglösung noch einmal auslaugen, um dadurch eine im wesentlichen vollständige Auflösung des löslichen Metallbestandteils zu erreichen. Dabei erfordert das aus dem zweiten Konzentrationsprozess stammende sekundäre Konzentrat weit weniger Raum, da inzwischen die verhältnismäßig wertlosen Materialien wie Pyrit in die Abfallprodukte verworfen worden.

Das erfindungsgemäße Verfahren kann mit besonderem Vorteil auf Kupfersulfidkonzentrate anhandt werden· Derartige Konzentrate enthalten oft einen großen Anteil an relativ wertlosen Sulfiden wie Pyrit, welche oberflächlich nur mit einer dünnen Schicht eines Kupfersulfidmaterials überzogen sind. Derartige Konzentrate werden in der wässrigen AmmoniumsulfatlOaung solange ausgelaugt, bis sich die oberflächliche Beschichtung und vorzugsweise auch Kupfersulfidmineralien, die in Sohlamm des Ausgangskonzentrats eberfallβ enthalten sind, gelOst habenο Die Auslaugung soll aber nicht in einem Ausmaß durchgeführt werdn, daß eich ein großer Anteil der relativ großen, hautpsächlich aus Kupfersulfidmineralien bestehenden

- 11 -

309837/0958

3. Wtcn 1973 ^A *

Konseutratpartike Riesen. Haoh Abschluß einer solchen Ααβlaugung wird der feste Rückstand gewaschen und eingedickt and dann de« svelte* flptatioasprosee unterworfen, bei welche· ein Konzentrat gebildet wird, das von unerwünschte« Pyrit and SoblAwstoffen weitgehend befreit ist. Bin solches Konzentrat beansprucht in allgeoeinen weit weniger Raue and weist ein« viel höhere Qualität auf als das Ausgangskonsentrat. Se kann, je naoh Wunsch, geschmolzen oder wieder ausgelaugt werden·

Das erflndung9«äfie Verfahren kann π it Vorteil auoh auf die Behandlung gemischter Konzentrate, beispielsweise Kupfer-Viokel-oder Kupfer- Zink sulfidkonzentrate angewandt werden-· Der Kopf ergehalt des Ausgangskonzentrats, insbesondere der in Tor« Ton Chalcooit und Covellit vorliegende Anteil, löst sich etwas rascher als die üblichen Zink- und Viokelsulfid-■lneralien. Auf diese Weise kann eine erste AuslauglBsung erhalten werden, welohe gegenüber Nickel oder Zink an Kupfer angereichert ist, jedoch beides, Kupfer und Nickel oder Zink enthält. Der feste Rückstand des Auslaugungsprozesses ergibt naoh de« Eindicken und Auswaschen bei dem zweiten Konzentrationsprozefi ein Sulfidkonzentrat, das in bezug auf Hickel oder Zink angereichert und dementsprechend an Kupfer 1« Verhältnis zu« Ausgangekonzentrat verarmt 1st. Eine Anreicherung

- 12 -

309837/0958

A 11 483

der ersten Auslaugungslösung mit Kupfer und des zweiten Konsentrats alt Zink oder Hiokel kann, auch wenn sie nicht groß ist, dazu dienen, die Trennung der Metallbeetandteile des Auegangekonzentrats zu erleichtern.

Wenn die Auslaugungelösung beides, Kupfer und entweder Hlokel oder Zink enthält, kann durch Behandlung dieser lösung «it einen flüssigen Ionenaustauscher das Kupfer extrahiert und Zink oder Nickel im Raffinat belassen werden, aus welchen diese Bestandteile getrennt von Ammoniak und AemoniuBSulfat gewonnen werden können.

In der Zeichnung ist ein Fließbild der verschiedenen Ausführungsformen des erfindungsgenäßen Terfahrens, angewandt auf Kupferausgangskonzentrate, dargestellt. Bei Anwendung des Verfahrens auf Hiokel-und Zinkausgangekonzentrate kann im wesentlichen dieselbe, im Fließbild dargestellte Folge ▼on Verfahrenssohritten eingehalten werden.

Es zeigen

Fig. 1 das Fließbild einer bevorzugten Ausführungsform

des erfindungsgemäßen Verfahrens, bei welchem der feste Rückstand nach einem zweimaligen Auslaug^ungs· prozeß der zweiten Flotation unterworfen wird,

309837/0958 " ¹³ "

3. Mära 1973
a - da

Pig. 2 ein Fließbild einer weiteren vorteilhaften Ausfuhrungsform des erfindungegemäfiens Verfahrens, bei welchen der feste Rücketand einer ersten Auslaugang Ib Bweiten Flotationsprozess unterworfen wird und in welchem das zweite Konzentrat zur Gewinnung sei» ner Ketallsulfid-Bestandteile wieder ausgelaugt wird» und.

Fig. 3 ein PlieÖbild einer weiteren vorteilhaften Ausführungsforn des erfindungsgemäeen Verfahrens, bei welchen nur ein Teil der Kupferbestandteile aus dem Ausgangskonzentrat durch Auslaugen extrahiert wird und bei dem der feste Rückstand des Auelaugungsprozesses der zweiten Flotation unterworfen wird, u» ein verbessertes Konzentrat für die Schmelze zu erhalten.

Das in Fig. 1 dargestellte Fließbild zeigt eine Ausführungeform des erfindungsgemäBen Verfahrens, die für die Behandlung von Kupferausgangskonzentraten, welche als Metallbestandteile hauptsächlich Kupfersulfidmineralien (z.B. Chalcozit, Chalcopyrit, Cooellit, Bornit, etc.) und in geringeren Anteilen Edelmetalle wie Silber und Gold und kleine

- 14 309837/0958

3· HSrz 1973
a . dB

Mengen anderer Sulfidbestandteile, wie Molybdänit und gegebenenfalls Bleisulfid enthalten. Bei der Durchführung dieses Verfahrene werden die meisten (beispielsweise 95 1° oder mehr) der Kupferbestandteile durch Auelaugen und ein kleiner Teil des Kupfers zusammen mit anderen Bestandteilen in zweiten Flotationskonzentrat erhalten.

Aue den Auegangskonzentrat wird zunächst eine Aufschlämmung in der wiedergewonnenen wässrigen Ammoniumsulfat lösung, welche freies Ammoniak in kleinen Mengen enthält, hergestellt. Bas Verhältnis Feststoffe zu Flüssigkeit in der Aufschlämmung ist nicht kritisoh, es kann zwischen 10 und 20, beispielsweise 15 Gewichts-Prozent Feststoffe gehalten werden. Ebensowenig iat die Konzentration von Ammoniak oder Ammoniumsulfat bei der Herstellung der Aufschlämmung kritisch. Ammoniumsulfat wird während des Verfahrene gebildet und Ammoniak wird während der Auslaugung zugesetzt, so daß eine Ammoniumsulfatlösung beliebiger Konzentration, die in der zurückgeführten Lösung verfügbar ist, zur Herstellung der Aufschlämmung verwendet werden kann.

Die Aufschlämmung wird zunächst einer ersten Auslaugung in der Weis· unterzogen, daß die Aufschlämmung durch eine Reihe eineeiner geschlossener Auslaugungebehälter geleitet wird.

- 15 309837/0958

3. Mir« 1973
a - da

in denen der Druck unter 0,7 kg/cm (10 psi), und roreugsweise unter 0,56 kg/on (θ psi) und die Temperatur swiechen etwa 50⁰O und 80°0 gehalten wird· Die Temperatur wird Innerhalb der angegebenen Grenzen im ersten Behälter nahe den unteren Grenzwert gehalten und steigt in jedem der darauf folgenden Behalter um einige wenige Grad Celsius an. Die Aufschlämmung wird in jedem Behälter heftig gerührt und dabei gleichzeitig in jeden Behälter Sauerstoff eingeleitet. Mindestens dem ersten oder den ersten Behältern einer Reihe wird zusätzlich noch Ammoniak zugeführt· Die Menge dee züge führt en Ammoniaks steht pit der Temperatur der Aufschlämmung derart in Beziehung, daß die Sumse der Fartlaldrttcke von Wasserdampf und Ammoniak mindestens um einen kleineren Betrag unter dem in . dem Behälter herrschenden Gesamt druck des Systema/T der 0,7kg /cm (10 psi) nicht überschreiten darf. Die Summe der Partialdrücke Ton Ammoniak und Wasserdampf kann beispielsweise 0,35

9 9

kg/cm bia 0,56 kg/cm (5 bis 8 psi) betragen* Der Differenzbetrag zwischen Gesamtdruck und der Summe der Partialdrüoke aus ΟμοιιΙιιΉ und Wasserdampf wird durch den zugeführten Sauerstoff gedeckt. Im bevorzugten Temperaturbereich let . ·.. ' die Ammoniakmenge, die dem System zugeführt werden kann, ohne die angegebene Grenze zu übersteigen, so bemessen, daß der ph-Wert der Aufschlämmung zwischen 9 und 11 liegt«

- 16 -

309837/0958

3. Märe 1973
a - dm

In des ersten oder den ersten Behältern einer Reihe volleieht sich der Aus Islgungs Vorgang rasoh und exotherm, so daß zur Aufreobterhaltung der erford-erlichen Temperatur eine Kühlung der Aufschlämmung mittels KUhleohlangen oder einem Kühlmantel, welcher in den Behälter oder um den Behälter herum vorgesehen sein kann, gegebenenfalls notwendig wird· In dem letzten oder den letzten Behältern einer Reihe, in denen die Auslaugung langsamer vorsiohgeht, reicht im allgemeinen der Ammoniakgehalt aus* der zuvor in die vorhergehenden Behälter einer Reihe zugeführt worden ist, so daß im letzten oder den letzten Behältern dieser Reihe Ammoniak nicht mehr zugeführt zu werden braucht. Auch kann es in den letzten Behältern notwendig werden, die Aufschlämmung mittels Heizschlangen oder Heizhauben auf der gewünschten Temperatur zu halten·

Sauerstoff wird vorzugsweise in handelsüblich reinem Zustand jedem Behälter in der Reihe zugeleitet und, wie zuvor bereits erwähnt worden ist, die Temperatur und der Ammoniakgehalt in jedem eineeinen Behälter so eingestellt, daß die Summe der Fartialdrttoke von Ammoniak, Wasserdampf und inerten Gasen mindestens etwa 0,35 kg/cm² (5 pai) unter dem in dem System herrschenden Gesamtdruck liegt, so daß der Fartialdruck des

- 17 -

309837/0958

A 11 483 - 17 -

3. Hare 1973
a - da

Sauerstoffs la Raua über der Aufeehläaarang in jede« Behälter nindeetena etwa 0,35 kg/oa² (5 pel) beträgt·

In jedes Behälter wird die Aufschlämmung heftig gerührt« Auch wird der Sauerstoff aus den Raua über der Oberfläche der Aufschlämmung in jedes Tank in einen Bereich ziemlich tief unterhalb der Oberfläche der Aufsohläaaung kräftig uagewälet. Das Rühren und die kräftige Uawälsung des Sauerstoffs kann gleichseitig alt eines geeigneten kräftigen Belttftungsrührer (sub aeration iapeller) bewirkt „ werden, welcher in den eineeinen Behältern vorgesehen ist.

Die erste Auslaugung kann drei bis sechs Stunden in Anspruch nehmen. Typisch ist eine Durchgangs zelt von fünf Stunden für die Auf8ohläBBung durch eine Reihe ron fünf Auslaugungsbehältern. Während dieser Zeit lösen sich die aeieten der leichter löeliohen Kupfersulfiduineralien (z.B. Ohaleosit und OoYeMt) und auch die schwerer löslichen Mineralien (beispielsweise Bornit, Ohaloopyrit und Snargit) werden wenig-

Teil

st ens zu einen in Lösung gehen. Bas Kupfer geht in die Lösung als KupferaanoniuBsulfat über« Bin beträchtlicher Anteil der schwerer löslichen Kupfernlnerallen und in wesentlichen aller Molybdän!t und Pyrit bleiben ungelöst zurück. In gleicher Velse bleibt auch das vorhandene Bleisulfid in

- 18 -

309837/0958

A 11 483 - 18 - 231

3. Wir« 1973 "

a - ta

Rückstand entweder als Bleieulf id oder als Umsetzungeprodukt ungelöst surüok«

lach Beendigung der ersten Auslaugung werden die feststoffe weitgehend von der angereicherten Auslauglösung durch Dekantieren in einen Eindicker getrennt. Die angereicherte Lösung wird weiterbehandelt, um das gelöste Kupfer zu gewinnen. Die verdickten Feststoffe werden, nachdem sie in wiedergewönne· ner Anonluasulfatlösung auf geschlämmt worden sind, einem «weiten Auslaugungsprosses β unterzogen, der im wesentlichen in gleicher Weise ausgeführt wird wie die erste Auslaugung mit der Ausnahme, daß Üblicherweise ein einziger verschlossener Auslaugbehälter oder eine Reihe von nur zwei einzelnen Auelaugbehältern notwendig ist. Dabei wird die Temperatur über 65⁰C bis 80⁰C, und bei Anwesenheit von Nickel oder Zink bis 90 C, gehalten und sowohl Ammoniak als auch Sauerstoff eingeführt. Auch hier wird die Ammoniakkonzentration tief genug gehalten, damit die Summe der Fartialdrücke von Ammoniak und Wasserdampf mindestens etwas, beispielsweise 0,35 bis 0,56 kg/cm (5 bis 8 pel) unter dem Gesamtdruck des Systerne liegt, wobei auch hier der Geeamflruck 0,7 kg/cm (10 psi) nicht Übersteigen darf und vorzugsweise unterhalb 0,56 kg/cm (8 psi) liegt. Der typische Zeitaufwand, der für

- 19 -

309837/0951

A 11 483 - 19 - ο-,-, m/*»

a - to

die zweite Autaugung erforderlich ist, beträgt etwa sechs Stunden. Wie bei der ersten Auslaugung wird die Aufschlämmung in den Behältern oder dem Behälter der zweiten Auslaugung heftig gerührt und der Sauerstoff vom Raun über der Oberfläche der Aufschlämmung in die Aufschlämmung ziemlioh tief unter die Oberfläche umgewälzt.

Nach Beenidgung der zweiten Auslaugung ist der größte Anteil des im Auegangskonzentrat enthaltenen Kupfers gelust. Ungelöst geblieben sind nur im wesentlichen unlösliche Sulfid· wie Pyrit, Molybdänit, Bleisulfid oder seine unlöslichen Reaktionsprodukte, und vielleicht 1 bis 5 $> des ursprünglichen Kupfergehalts, wobei dieser letztere hauptsächlich in. Form der schwerer löslichen Sulfide, wie Snargit, vorliegt. Gegebenenfalls ursprünglich vorhandener Pyrothit bleibt in gleicher Weise hauptsächlich ungelöst. Des gleichen bleiben natürlich ungelöst Gangartmineralien wie Siliciumdioxid und Silikate von Aluminium und Magnesium, die im Ausgangskonzentragt enthalten eein können.

Die aue dem zweiten Auslaugungebehälter abgelassene Aufsohlämmung wird einem Gegenstromwaechprozees unterworfen, um die Feetstoffe von der Auslauglösung zu trennen und «Inen

- 20 309837/0958

3. März 1973 ^ *

a - Ad

eingedickten ausgewaschenen Schlamm der ungelösten Festbestandteile zu bilden. Die zweite Auslauglösung wird mit der ersten Auslauglösung vereinigt,, um darin gelöste Metalle zu gewinnen. Sie eingedickten gewaschenen Feststoffe werden dann den zweiten Flotationsprozess unterworfen.

Die Flotation der Feststoffe wird unter Verwendung üblicher Flotationsvorrichtungen, Reagenzien und Techniken für die Konzentrierung der vorhandenen Metallsulfide durchgeführt und die Sulfide von geringem Wert, beispielsweise Pyrit, verworfen. Beispielsweise kann der gewaschene, im Gegenstrom dekantierte eingedickte Schlamm auf eine für die Flotation geeignete Dichte verdünnt werden, Sofern der Schlamm noch etwas Kupfersulfidmineralien zusammen mit Molybdänit oder Bleieulfid oder beides enthält, kann er einer Flotation unter Verwendung eines Xanthat-Kollektors unterworfen werden, wodurch ein sekundäres Konzentrat erhalten wird, das den größten Anteil des Molybdänits und des Kupfers sowie gegebenenfalls Bleisulfid enthält. In den Abfallstoffen der Flotation ist der größte Anteil des Pyrits, Pyrhotits und Gangart mineralien enthalten. Die letzteren wanden in den Abfall, das sekundäre Konzentrat wird zur Gewinnung seiner metallischen Bestandteile weiterbehandelt. Ist in dem Konzentrat

- 21 309837/0958

3. Märe 1973
a - dB

Bleisulfid enthalten, kann es einer weiteren sellektiven Flotation zur Gewinnung des Bleisulfids in einen separaten Konzentrat unterworfen werden. Eine Trennung des Bleisulfats kann aber auch in Verlaufe des zweiten Flotationsprozeeses erfolgen·

Der Raumbedarf des sekundären Konzentrats ist in allgemeinen sehr klein gegenüber den Raumbedarf des Auegangskonzentrats, wodurch seine Behandlung entsprechend erleichtert wird· Venn das Auegangskonzentrat beispielsweise 30 £ Kupfer und 0,1 £ Molybdän als Molybdänit enthält, enthält das zweite Konzentrat im allgemeinen etwa 10 £ Molybdän und etwa 30 $> Kupfer, wodurch sich die Trennung des Molybdänits von Kupfer durch die übliche Molybdänit-Flotation unter Niederschlag des Kupfers relativ einfach gestaltet. Nach Abtrennung des Mo*· lybdänits kann der Rest des sekundären Konzentrats zur Gewinnung des Kupfers in einen Kupferschmelzofen eingebracht werden·

Die vereinigten angereicherten Auslauglösungen aus dem ersten und dem zweiten Auslaugungsprozess werden mit Tateil mit einem flüssigen Ionenaustauscher behandelt, welcher bevorzugt Kupfer aus einer alkalischen Lösung aufnimmt· Einige solcher

- 22 309837/0958

3. Mär» 1973
a - da

flüssiger Ionenaustauscher sind bekannt und in Handel erhält· lioh, von denen jeder Bit Erfolg verwendet werden kann« Ionenaustauscher sind im allgemeinen in einen organischen Lösungsnlttel gelöst und in einen nlt Wasser nicht lOsllohen Verdünnungsmittel wie Kerosin verdünnt. Die angereichert· wässrige Auslauglösung wird nlt der Lösung des organisohen Ionenaustauschers in allgemeinen in nehreren aufeinander folgenden Bztraktionsstufen verrührt. Das erhaltene wässrige, in wesentlichen kupferfreie Raffinat enthält Anaoniuasulfat und restliches Anmoniak und bildet die aus den Prozess zurückgeführte Lösung, welche zur Herstellung einer Aufsohläanung des Ausgangeprodukte verwendet wird* In einen von den zurückgeführten Raffinat abgetrennten Seitenetron wird überschüssiges gelöstes Sulfat, das während der Auslaugung in Lösung gegangen ist, entfernt und das Ammoniak zusaaaen nlt den Sulfat wiedergewonnen. Dies kann beispielsweise dadurch geschehen, daß das Sulfat mit Kalk als Gips ausgefüllt und aus der dabei entstehenden Lösung das Ammoniak duroh Kochen vertrieben wird.

Die angereicherte organische Phase des flüssigen Ionenaustauschers wird einem Trennungsprozess (stripping operation) unterzogen, in welchem das Kupfer mittels einer starken

- 23 309837/0958

A 11 483 - 23 - ' 2 3 1 1 2 A 2

3. Mara 1973
a - dm

Schwefelsäurelösung (verbrauchter Elektrolyt aus einer nachfolgenden elektrischen Kupfergewinnung) verdrängt wird. Die extrahierte kupferfreie organische Phase wird dann den Ionen· austausohprozess in üblicher Weise eurttokgeführt.

Sie angereicherte Schwefeleäurelösung, welche das aus dea Ionenaustauscher extrahierte Kupfer enthält, wird eines üblichen Terfahren zur elektrischen Metallgewinnung unterzogen. Dabei wird das Kupfer aus der Lösung elektrisch niedergeschlagen» wobei unlösliche Anoden und Kupferkathoden verwendet werden, welche sioh zum Schmelzen und sum dieBen in Standard-Kupferformen eignen oder als solche verarbeitet werden können. Der verbrauchte Elektrolyt, der als folge der elektrolytischen Reaktionen in der Zelle mit Säure angereichert ist, wird, wie oben beschrieben, dem Trennungeprosess des Kupfers von dem Ionenaustauscher zurückgeführt.

Das in Fig. 2 dargestellte Fließbild zeigt eine ABführungsform dee erfindungsgemäSen Verfahrens, welche für die Behandlung von Kupfer-Auagangskonzentraten niederer Qualität geeignet 1st, welche nur Kupfersulfidminerallen oder gegebenenfalls diese Mineralien in Verbindung mit Zinksulfid enthalten. Bei dem Verfahren soll durch den zweiten Flotationspro zees die Gewinnung der Metallbestandteile aus dem Aus-

309337/0958 - 24 -

A 11 483 - 24 -

3. Mars 1973
a - da

gangakonzentrat durch eine «ve it β Auslaugung erleichtert werden·

Dae Ausgangekonzentrat, welches beispielsweise 20 1> Kupfer und gegebenenfalls 1 £ Zink (Sphalerit) oder wenige Proeent tfiokel (Pentlandit) enthält, wird, wie im Vorstehenden beschrieben. Bit zurUckgeftihrter Aamoniak-Annnonium-Sulfat-PlUssigkeit unter Bildung einer 15 1· feststoffe enthaltenen Aufechläaaung aufgeschlämmt. Das in des Konzentrat enthaltene Kupfer liegt hauptsächlich in Form von Schlamm und einer Oberfläohenbeeohichtung auf Pyritpartikeln vor.

Die Aufschlämmung wird eines ersten Auslaugungeprozess unter» zogen, weloher, wie in Verbindung mit Pig. 1 beschrieben worden 1st, in einer Reihe von etwa fünf geschlossenen Behältern durchgeführt werden kann. Während der Auslaugung werden der Lueung Amnoniak und handelsüblich reiner Sauerstoff zugesetzt. Bas benötigte Amnoniak muß nur dem ersten oder den ersten Beiden Behältern der Serie zugeführt werden, wohingegen der Sauerstoff in Jeden Behälter eingeführt wird. Tenperatur und die anderen Auslaugbedingungen sind dieselben wie in Zusammenhang mit der Pig. 1 beschrieben. Es muß dafür Sorge getragen werden, daß die Temperatur und der Gehalt

309037/0958

3. Mars 1973
la - da

an freies Anoniak in jeden Behälter derart aufeinander abgestellt sind, dafi die Suame der Partialdrücke von Anoniak, Vaseerdaapf und inerten Gasen nindestene etwa 0,35 kg/cn (5 pel) unter den Druck liegt, der in de« Syeten bei Zutritt des Sauerstoffs herrscht, so dafi der Partialdruck des Sauerstoffs in jeden Behälter in wesentlichen diesen Wert anntnmt»

In allgemeinen werden bei der ersten Aus lagung etwa 80 bis 90 JC des Kupfers und ein großer Teil des Zinks oder Viokels gelöst, wobei ein Gewichtsverlust der Feststoffe von gegebenenfalls 50 ^ eintritt. Das aus den lotsten Auslaugbehälter erhaltene Produkt wird in Gegenstron gewaschen und dekantiert, wonach die angereicherte AuslauglOsung getrennt und von den Peststoffen ausgewaschen ist. Die Feststoffe fallen dabei als verdickter Schlamn an. Die AuslauglOsung wird einer Behandlung nit einen flüssigen Ionenaustauscher unterzogen, un das gelüste Metall zu gewinnen, und die Feststoffe werden nach Verdünnen auf eine geeignete Dichte einen Flotationsprozess unterworfen.

Die Flotation wird in üblicher Weise durchgeführt, un die Hetallsulfidbestandteile In einen sekundären Konzentrat anzusäuseln und die Bestandteile der Gangart sowie wert-

309837/0958

- 26 -

3. mir« 1973
a - dn

lose Sulfide dee Auegangekonzentrats in die Abfälle bu verwerfen« Bei Verwendung üblicher Xanthat-Kollektoren und Anwendung der Standard-Flotationsbedingungen, Bind die restlichen Kupferaulfidnineralien (hauptsächlich relativ schwer löeliohe Mineralien wie Bnargit und Chalcopyrit) und ungelöste ZinksulfidBineralien in wesentlichen vollständig In des sekundären Konzentrat enthalten, das in dieses falle 25 £ Kupfer enthält. Der von seiner aus wertvollen Mineralien bestehenden Oberflächenbeachichtung befreite Pyrit und Bestandteile der $&a&&rt, aus denen Kupfer und Zinksulfide auegelaugt worden sind, gelangen während der flotation au den Abfallprodukten.

9er Hausbedarf dea sekundären i^?la nations konzentrat s ist auf 10 bis 15 $> des Baunbedarfs dae Ausgangskonzentrats reduBiert und entspricht einen Drittel oder weniger des Raumbedarfs der Feststoffe caoh der eraten Äuelaugung. Das geringe Toluaen des sekundären Kensentrate, das im wesentlichen das gesamte noch ungelöste Kupfer, zuzüglich der ungelösten Zlnbestandteile enthält, ist ein ideales Produkt für eine kleine sekundäre Auelaugong, die sich nun ansohlleet.

- 27 -

309837/0958

3. Märea197?
a - dm

Infolge des kleinen Volumens des sekundären Koneentrates kann der streite Auslaugungeprossess im allgemeinen in eines einzigen abgeschlossenen Auslaugbehälter vorgenommen werden. Die Auslaugungabedingungen sind im wesentlichen dieselben wie Ii Zueaimnenhang mit Fig· 1 beschrieben· Die Temperatur 1st ebenso hoch oder höher als in den wenigen letzten Stufen der primären Auslaugung, um dadurch eine·im wesentli- ^r chen vollständige Auflösung der Kupfer (und Zink oder HIkkel) Sulfide zu begünstigen. Die zu dieser Auslaugung erforderliche Zeit kann im Hinblick auf eine wirtschaft Hohe Durchführung des Verfahrens und auf das geringe Volumen dee sekundären Konzentrate so lang sein als die gesamte erste Auelaugung, nämlich 5 oder 6 Stunden.

Nach Abschluß der zweiten Au-slaugung, wird die aus dem Auslaugbehälter kommende Aufschlämmung filtriert, wobei die abgetrennten Festbestandteile gegebenenfalls gewaschen werden kOnnen« Auch hier sind, infolge des kleinen Volumens der zurückbleibenden Festbestandteile nach der zweiten Auslaugung, die im allgemeinen nur etwa 40 i» des sekundären Konzentrats betragen, nur relativ einfache Filtrationsoperationen notwendig, um die Feststoffe von der Auelauglösung su trennen. Die von den Feststoffen abgetrennte Aus-

309837/09S3

3. Hare 1973

a - da

lauglösung wird ait der ersten Auslauglösung bei der Unsetvung alt de« Ionenaustauscher vereinigt. Die abgetrennten Feetbeetandteile werden verworfen, oder, eofem eie wiedergewinnbare Beetandteile, wie Edelmetall«* enthalten, weiterbehandelt·

Die Behandlung der angereicherten Lösung aus den ersten

Bittel und des «weiten Auslaugprosese durch Lösungpionenaustausoh und elektrische Gewinnung dee Retails ist in allen wesentlichen Punktα dieselbe wie Ib Zusanaenhang mit Fig. 1 beschrieben. Das Zink oder Hiokel, welches während der Auelaugung gelöst wurde, rerblelbt nach den Ioaenaustauschprosees in Raffinat und kann aus de» Abzweigstro» zurückgewonnen werden, aus welchen überschüssiges Sulfat und Anooniak wiedergewonnen werden. Beispielweise lcann nach der Ausfällung des Sulfats als Gips, das Zink gleichzeitig nit den Verkochen des Aanoniaks aus der restlichen LOeung erhalten werden.

Andererseits kann auoh Zink in den Vebenstroo durch Einleitung von Kohlendioxid unter Druck (ewisohen etwa 0,7 kg/cm und 3»5 kg/cm »10-50 psi) als komplexes basisches Zinkkarbonat ausgefällt und aus der Lösung durch Filtration

309837/095*

3, Mär» 1973
a - da

oder auf andere Welse getrennt werden· Aus der restlichen Lösung kann dann durch Zusatz von Kalk Gips ausgefällt und anschließend das Asaoniak durch Einkochen der Lusung gewonnen werden.

Venn Ilokel anwesend 1st» so kann dies dadurch gewonnen werden, daß das ganse Raffinat oder der Absweigatroa eines weiteren Ionenaustauaohprosess unterworfen wird» ua dadurch das ITiokel su extrahieren. Bas nlokelfreie Raffinat wird dann sur Entfernung überschüssigen Sulfats und sur Wiedergewinnung des Assjoalaka weiterbearbeitet. Das Viokel kann aber auch aus de» Vebenatroa nach der Ausfällung des übersohttsslgen Suflats als Gips gleichzeitig alt des Amonlak be la Blnkochen der Ltteung wiedergewonnen werden.

Es ist nicht notwendig, aus des Raffinat alles Zink oder alles Ilokel wiedersugewinnen. Selbst wenn ein wesentlicher Anteil dieser Bestandteile dem Auelaugprozess wieder zugeführt wird, so schadet dies nichts. Ss 1st lediglich notwendig, so fiel Zink oder Hlckel aus der Lösung su entfernen, daß eine übermäßige Anreicherung dieser Metalle in der AualauglOsung remleden wird.

Das Fließbild 3 zeigt eine weitere vorteilhafte AusfOhrungs-

309837/0958

A 11 483 -

3· Htos 1973 ο ο 1 1

a - da zoll

for» des erfindungsgemäfien Verfahrens, welches sich für die Behandlung weniger guter Konzentrai^sorten eignet, um diese Sorten für ein anschließendös Schmelzen zu verbessern» oder üb die Konzentratmenge zu erhöhen, die zur Oe-* winnung von Kupfer in Kombination mit einem vorhandenen Schmelzofen ohne nennenswerte Steigerung der Schmelzkapasität und ohne Erhöhung der Schwefeldioxidbildung zu behandeln« Bei der Durchführung dieser AuefUhrungsform des erfindungsgemäSen Torf ahrens wird beim zweiten Flotationsprozess für die Schmelze ein Kupferbesohickungegut hoher Qualität erhalten und gleichzeitig der Raumbedarf des Besohiokungegutes reduziert oder die Menge des behandelten Auegangskonzentrats erhöht; ohne die Menge des Beschiokungskonsentrats für den Schmelzofen zu erhöhen. Auch hier können die Auegangskonzentrate als zu gewinnenden Metallbestandteil nur Kupfer oder zusätzlich Zink oder Hiokel in gewinnbaren Mengen enthalten.

Aus dem Auegangekonzentrat wird mit der wiedergewonnen Amaoniumeulfatlueung wie oben beschrieben eine Aufschlämmung hergestellt· Diese Aufschlämmung wird einem Auslaugungsprozess unterworfen, welcher im wesentlichen in gleloher Weise durchgeführt wird, wie im Zusammenhang mit Fig. 1 besehrieben wurde. Der hauptsächliche Unterschied ist,

309837/0958

a-da

daß bei de» in Fig. 3 beschriebenen Verfahren nicht beabsichtigt ist» einen so hohen Anteil von Kupfer und anderen lusliohen Metallbestandteilei in die Auslauglösung eu extrahieren wie bei den in den Fig· 1 und 2 dargestellten Ausführungaformen vorgesehen ist. Beispielsweise kann vorgesehen werden, nur die Hälfte oder sogar weniger des Kupfergehalt· des Auegangskonzentrats in der Auslaugltteung su gewinnen. Aue diesen Grunde werden bei der Auslaugung weniger einzelne Behälter benötigt als bei den anderen Verfahren« Tatsächlich kann in einigen Fällen nur ein einziger Auslaugbehälter gentigen. Abgesehen von dieser Vereinfachung der Auslaugvorrichtung, wird die Auslaugung selbst in wesentlichen in der is Zusammenhang mit Fi<?. 1 beschriebe sn Weise . durchgeführt· Die Auslaugungetemperaturen können in unteren Bereich der angegebenen Grenzen von etwa 50⁰C bis 80⁰C gehalten werden, wenn das Auegangekonzentrat leicht lösliche Kupfermineralien in größeren Mengen enthält. Auch die Auslaugdauer kann in Abhängigkeit der Verringerung der Anzahl einzelner Austausohbehälter verringert werden. Beispielsweise genügt normalerweise eine Auslaugzeit von 1 bis 2 Stunden, um bis zu 50 i» des Kupfers des AusgangSkonsentrats su lösen.

309837/0958

3. Märe 1975 23

a -ta

Hach Beendigung dee Auslaugungsprozesses wird die Aufschlämmung durch Dekantieren gewaschen, wobei die angereicherte Auslauglösung von den unauegelaugten Festbeetandteilen abgetrennt wird und die Feststoffe als ausgewaschener eingedickter Schlamm erhalten werden. Die Lösung wird mit einem flüssigen Ionenaustauscher zur Gewinnung des Kupfergehaltes behandelt. Die eingedickten Feststoffe werden nach Verdünnung auf eine für den Flotationsprozess geeignete Dichte den Flotationsprozess unterworfen.

Der Flotationsprozess ist in wesentlichen derselbe als der zur Herstellung des Ausgangskonzentrats verwendete Flota* tionsprozess· Beispielsweise kann als Kollektor ein Xanthat eingesetzt werden und auch die Konditionierung des Flotationsbreis kann dieselbe sein wie bei der Herstellung des Ausgangskonzentrats. Im zweiten Flotationskonzentrat werden die ungelösten Kupfermineralien, gegebenenfalls zusammen mit ungelösten Zink· oder Niokelnineralien, gesammelt und überschüssiger Pyrit und Gangartmineralien, welche während des Auslaugprozesses von Kupfer und anderen wertvollen Sulfiden befreit worden sind, in den Abfall verworfen.

309837/0958

3. Märe 1973

a-dn JJ

Der Raumbedarf des sekundären Konsentrats ist gegenüber den Raunbedarf dee der ersten Auslaugung unterworfenen Ausgangekonzentrate beträchtlich verringert. Tatsäehlloh kann die Verhinderung des Raumbedarfθ in Verhältnis su den während der Auslaugung in lösung gegangenen Kupfeminerals unverhältnlsnäßig größer sein« Sofern das Ausgangskonzentrat wesentlich» Mengen an ihrer Oberfläche nit Kupfersulfiden beschichtete Pyrite enthält, so werden die»Pyrite während des Auslaugprozesses größtenteils von der Beschichtung aus nineralischen Kupfer befreit, so daß diese Pyrite in die Abfallprodukte des aweiten Flotationsprozesses verworfen werden können. Dadurch und durch die Abnabne des Volumens des Ausgangskonsentrats bein Auslaugen des Kupferminerals resultiert eine beachtliche Verringerung dee Raunbedarfs des sekundären Konzentrats in Vergleich nit den Ausgangekonsentrat· Somit braucht die Verringerung des Raumbedarfs und des Gewichts nicht proportional sein su der Menge der herausgelösten Kupfernineralien, sondern kann diesen Wert übersteigen.

Sofern die Auegangskonzentrate einen wesentlichen Anteil an Sohlannen enthalten, ist die Qualität des sekundären Konsentrats ale folge der Auflösung von Kupfemineral-

309837/0956

a 11 483 - 2311

3. Kara 1973 ^Δό ' '

schlämmen während der Auslaugung wesentlich verbessert·

Bas sekundäre Flotationskonzentrat weist daher nicht nur einen geringeren Raumbedarf auf, es kann auch von verbesserter Qualität und als Beschickungsgut für einen Schmelzofen geeignet sein. Auch ist die zur Behandlung des sekundären Konzentrats erforderliche Kapazität des Schmelzofens kleiner als zur Behandlung des Auegangskonzentrats erforderlich sein würde, wobei viel größere Mengen an Ausgangskonzentrat eingesetzt werden können, ohne dabei die Sohael&kapazität zu erhüben. Oder? anders ausgedrückt, es genfigt eine kleinere Schmelzkapazität zur Behandlung einer gegebenen Menge Ausgangskonzentrat. Besondere Bedeutung kommt dem Umstand zu, daß in &zn AuBgangskonzentraten von den Kupfererzen, auch bei Verwendung von Ausgangskonzentraten niederer Qualität die Kupfergewinnung hoch ist, weil die Qualität der Konzentrate für die Schmelze während dem zweiten Plotatlonsprozes£> verbessert wurde«

Sie angereicherte Auslaugl8sung wird bei dem in Pig. 3 dargestellten Verfahren in derselben Weise behandelt wie bei den in den Pig. 1 und 2 beschriebenen AusfUhrungsformen. Bei Anwesenheit von Nickel oder Zink in den Ausgangskonzen~

309837/0958

3. lfflre 1973
a -

traten können diese in dem Ausmaß, in welchem aie in der Auslauglusung enthalten sind, nach der Behandlung mit dem flüssigen Ionenaustausoher in der in Pig. 2 beschriebenen Weise ans dem Raffinat gewonnen werden.

308837/0958

Claims

3. »rs 1973

Patentansprüche

1. Verfahren sur Gewinnung von Kupfer, Zink oder Hiekel aus einen diese Metalle in Fora eines sulfidischen Minerals enthaltenden Erz, bei welchem zur Herstellung eines sulfidischen Ausgangskonzentrais des Metalls das Bra einen Sehaumflotationeverf&hren unterworfen und aus den Auegangskonzentrat das Metall gewonnen wird, d adurch gekennzeichnet, daß a) das Ausgangekonzentrat in einer wässrigen, Amnoniunsulfat und freies Ammoniak enthaltenden Lösung aufge8chlämmt und die erhaltene Aufschlämmung zun Zweck der Auslaugung des Konzentrate bei Temperaturen «wüschen etwa 50⁰C und SO⁰C und Drücken von maximal 0,7 kg/ ca (10 psi) in Gegenwart freien Sauerstoffs heftig gerührt' und gleichzeitig der Sauerstoff von dem Raun über der Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich weit unter der Oberfläche der Aufschlämmung umgewälzt wird,

309837/0958

A 11 483

3. März 1973

a - da

die

b) naoh der Auslaugung ^as Metall durch Ammoniak koa-

plex gelöst enthaltende, wässrige Phase der Aufschlämmung von den mineralisches Material mit ungelösten Sulfiden enthaltenden Feststoffen getrennt wird,

c) aus der.abgetrennten wässrigen Lösung das Metall gewonnen wird,

d) die abgetrennten ungelösten Feststoffe zur Erzeugung eines sekundären Konzentrats, welches die bei der Auslaugung ungelöst gebliebenen Metallbestandteile enthält, einem zweiten Flotationeprozeas unter_r worfen werden und

e) aus dem sekundären Konzentrat die darin enthaltenen Metallbestandteile gewonnen werden»

2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet , daß die nach beendeter Auslaugung aus der Aufschlämmung abgetrennten ungelösten Feststoffe im Gegenstrom gewaschen und dann erst den zweiten Flotationsprozess unterworfen werden.

3« Verfahren nach Anspruch 1, dadurch g e -

309837/0958

ViÄiw '*- ^23112A2

a - dm HP

kennzeichnet , daß zur Gewinnung der gelüsten Metalle die Waschflüssigkeit mit der AuslauglöBung ▼ereinigt wird.

4· Verfahren naoh einem der vorhergehenden Ansprüche, d a durch gekennzeichnet, daß die un« gelüsten Feststoffe naoh ihrer Abtrennung von der Auelauglösung und vor den zweiten Plotationsprozess durch Aufschlämmen in einer wässrigen Ammoniak-Ammoniumsulfatüösung ein zweites Mal ausgelaugt werden, wobei die Aufschlämmung hei Temperaturen zwischen 60⁰C und 90⁰O und einem Maximeldruck von etwa 0,7 kg/cm (10 psi) heftig gerührt und freier Sauerstoff von dem Raum über der Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich ziemlich tief unterhalb der Oberfläche der Aufschlämmung kräftig umgewälzt wird.

5« Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, d a durch gekennzeichnet, daß das sekundäre Sulfidkonzentrat in wässriger Ammoniak-Ammoniumsulfat-Lösung aufgeschlämmt und ausgelaugt wird, wobei die Aufschlämmung bei Temperaturen zwischen 60⁰C und 90 C und einem maximalen Druck von 0,7 kg/cm (10 psi) heftig gerührt und freier Sauerstoff vom Raum über der

309837/0958

3. Mars 1973
a - da

Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich ziemlich tief unter der Oberfläche der Aufschlämmung umgewälzt wird.

6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4« dadurch gekennzeichnet, daß das Metall aus dem sekundären Sulfidkonzentrat durch Schmel-

* zen gewonnen wird.

7. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, d a · duroh gekennzeichnet, daß bei einem neben Kupfer andere Metallsulfide enthaltenden Ausgangakonsentrat die in der Auslauglösung nioht löslichen anderen Metallsulfide bei der zweiten Flotation gesammelt und aus dem sekundären Konzentrat gewonnen werden.

8. Verfahren nach Anspruch 7, dadurch gekennzeichnet , daß bei einem einen hohen Anteil an Kupfersulfidmineralien und einen niederen Anteil an Molybdänit enthaltenden Ausgangskonzentrat der größte Anteil der Kupfersulfidmineralien während der Auslaugung herausgelöst und Molybdänit aus dem sekundären Konzentrat gewonnen wird.

- 5 309837/0958

3. HSr* 1973
a - te

9· Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß die wässrige Auslauglösung eines Kupferkonzentrates mit einen einen Ionenaustauscher gelöst enthaltenden organischen Medina behandelt und dadurch das Kupfer aus der wässrigen

Extraktion Phase extrahiert und daß naoh der/das Kupfer enthaltende organische Medium mit verdünnter Schwefelsäure behandelt und das Kupfer aus der dabei erhaltenen Kupfersulfatie8ung elektrisch gewonnen wird.

10· Verfahren naoh Anspruch 9, dadurch gekennzeichnet , daß bei einem neben Kupfer Zink enthaltenden konzentrat nach der Extraktion mit dem flüssigen Ionenaustauscher aus mindestens einem Teil der das Zink gelöst enthaltenden Auslauglösung das Zink ausgefällt und aus der Auslauglösung nach Abtrennung dee ausgefällten Zinks das Ammoniak wiedergewonnen wird.

11. Verfahren naoh Anspruch 10, dadurch gekennzeichnet , daß awr Ausfällung des Zinks als unlösliches Karbonat mindestens ein Teil der AualauglOeung nach der Extraktion sit dem Ionenaustauscher unter Druck «it Kohlendioxid behandelt wird.

- 6 309837/0958

3. «ir· 1973 _u~

a - da 70

12. Terfahren nach einen oder mehreren der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennseiohn e t « daß bei einen an der Oberfläche nit Kupfer-Bulfid bedeckten Pyritpartikel enthaltenden Ausgangskon-. sentrat die Cupfereulfidbesohichtung während der Auelaugong gelöst und die von den kupferhalt igen übersug befrei· ten Pyrit partikel nit den Abfall dee sweiten flotationsproseeeee verworfen werden·

309837/0958

ff

Leerseite