DE2311242B2

DE2311242B2 - Verfahren zur Gewinnung von Kupfer, Zink oder Nickel aus sulfidischen Erzen

Info

Publication number: DE2311242B2
Application number: DE2311242A
Authority: DE
Inventors: Nathaniel Tuscon Ariz. Arbiter; Martin Clifford Kuhn
Original assignee: Anaconda Co
Current assignee: Anaconda Co
Priority date: 1972-03-07
Filing date: 1973-03-07
Publication date: 1981-06-25
Also published as: PH11968A; NL7303112A; IE37546L; AR203454A1; CA998840A; ZM4073A1; DE2311242A1; IL41674A0; IL41674A; DE2311242C3; SE397204B; RO64661A; IE37546B1; GB1404244A; FR2175074A1; AU472980B2; AU5283573A; JPS4974601A; IN139440B; TR17677A

Description

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Gewinnung von Kupfer, Zink oder Nickel aus einem diese Metalle in Form eines sulfidischen Minerals in Verbindung mit Pyrit enthaltenden Erz der im Oberbegriff des Patentanspruchs 1 angegebenen Gattung.

In der Praxis werden zur Gewinnung von Kupfer, Zink und Nickel aus ihren sulfidischen Erzen diese Erze einer Schaumflotation unterworfen, um ein Konzentrat der wertvollen Metallsulfide zu erzeugen und die wertlosen Sulfide, Silikate, Aluminate und anderes wertloses erdiges Material mit dem Flotationsabfall zu verwerfen. Die Konzentrate werden je nach den in ihnen enthaltenen Metallbestandteilen in verschiedener Weise behandelt

Kupfer- und Nickel-Flotationskonzentrate werden zur Gewinnung von Kupfer- und Nickelmetall im s allgemeinen geschmolzen. Zinkflotationskonzentrate werden zum Oxid geröstet und entweder mit Kohlenstoff (Koks) reduziert oder mit Säure ausgelaugt und anschließend durch Reduktion zu Metall elektrolytisch gewonnen.

ίο Es sind Verfahren zur Gewinnung von Kupfer, Nickel oder Zink aus sulfidischen Erzen der eingangs angegebenen Art bekannt (US-PS 25 76 314, 27 26 934, 28 22 263, DE-PS 10 52 511), bei welchen das Erz zur Herstellung eines Ausgangskonzentrats einem Schaumflotationsverfahren unterworfen wird und das Ausgangskonzentrat in einer Ammoniumsulfat und freies Ammoniak enthaltenden wäßrigen Lösung bei Temperaturen zwischen 27 und 150⁰C und einem mehr oder weniger großen Überdruck in Anwesenheit von Sauerstoff bei heftigem Rühren ausgelaugt wird und aus der abgetrennten Auslauglösung die Metallbestandteile gewonnen werden. Man arbeitet dort bei solchen Temperatur-, Druck- und Bewegungsbedingungen, daß ein Maximum an Kupfer, Nickel oder Zink extrahiert und der Rest verworfen werden kann. Um dies zu erreichen, wurden Überdrücke von mehreren bar vorgeschlagen, die die Verwendung von Autoklaven als Auslaugbehälter notwendig machen. Diese Verfahren erfordern vor allem bei Anwesenheit von wertlosem Eisensulfid (Pyrit) im Ausgangskonzentrat lange Auslaugzeiten bei großen Behälterkapazitäten, die einer wirtschaftlichen Ausnutzung des Verfahrens, insbesondere bei relativ kleinen Kupfer-, Nickel- und Zinkgehalten entgegenstehen.

Weiter ist es bei einem Verfahren zur Aufbereitung von oxidierten oder verwitterten Sulfiderzen an sich bekannt (US-PS 35 82 317), die Pyrit- und Nichteisenmetallsulfidbestandteile in einem Flotationsprozeß voneinander zu trennen, nachdem zuvor die wasserlöslichen Flotationsgifte, insbesondere die wasserlöslichen Kupfersalze, durch Aufschlämmen des Erzes in Wasser herausgelöst worden sind.

Der Erfindung · liegt die Aufgabe zugrunde, ein Verfahren zu entwickeln, das auch bei Vorhandensein eines hohen Pyritanteils in den Ausgangsmineralien mit verhältnismäßig geringem Raum- und Zeitaufwand eine annähernd quantitative Extraktion der Kupfer-, Nickel- und Zinkanteile aus den Mineralien gewährleistet.

Zur Lösung dieser Aufgabe werden die im Patentanspruch 1 angegebenen Verfahrensschritte vorgeschlagen. Weitere vorteilhafte Ausgestaltungen und Weiterbildungen der Erfindung ergeben sich aus den Unteransprüchen.
Der Auslaugprozeß des Ausgangskonzentrats verläuft zunächst verhältnismäßig rasch, solange die relativ leicht löslichen Mineralien in Lösung gehen. Sodann tritt eine merkliche Verlangsamung des Lösungsprozesses ein. Es hat sich gezeigt, daß bei typischen Auslaugprozessen in der Größenordnung von zwei Dritteln der Metallanteile in etwa einem Drittel der Zeit in Lösung gehen, die für eine vollständige Auslaugung nach dem bekannten Verfahren benötigt würde. Wenn der Auslaugprozeß zu diesem Zeitpunkt mit noch unvollständig ausgelaugten Feststoffen beendet wird, erfordert die Anlage eine weit geringere Auslaugkapazität als bei einer vollständigen Auslaugung. Bei der anschließenden Aufbereitung der Feststoffe in einem Flotationsprozeß ergibt sich ein sekundäres Konzentrat

mit viel kleinerem Raumbedarf als das Ausgangskonzentrat Hinzu kommt, daß das sekundäre Flotationskonzentrat meist eine bessere Qualität als das Ausgangskonzeritrat aufweist Je nach Beschaffenheit kann es im Schmelzverfahren, in einem weiteren Auslaugprozeß oder in irgendeiner anderen Weise weiterbehandelt werden. Aufgrund des kleineren Raumbedarfs sind für die Weiterbehandlung weit kleinere Vorrichtungen erforderlich als für das Ausgangskonzentrat IU

Das erfindungsgemäße Verfahren kann auf Kupfersulfidkonzentrate angewandt werden, die einen großen Anteil an relativ wertlosen Sulfiden, wie Pyrit, enthalten. Die Pyritteilchen stnd an ihrer Oberfläche häufig mit einer dünnen Schicht eines Kupfersulfidmaterials überzogen. Derartige Konzentrate werden in der wäßrigen Ammoniak-Ammoniumsulfatlösung so lange ausgelaugt bis sich die kupferhaltige Beschichtung von den Pyritteilchen gelöst hat Die Auslau^ung soll aber nicht in einem Ausmaß durchgeführt werden, daß sich ein größerer Anteil der relativ großen, hauptsächlich aus Kupfersuifidmineralien bestehenden Konzentratpartikel löst. Nach Abschluß der Auslaugung wird der feste Rückstand gewaschen und eingedickt und dann dem zweiten Flotationsprozeß unterworfen, bei welchem ein Konzentrat gebildet wird, das von unerwünschtem Pyrit und Schlammstoffen w eitgehend befreit ist.

Das erfindungsgemäße Verfahren kann mit Vorteil auch auf die Behandlung gemischter Konzentrate, beispielsweise Kupfer- Nickel- oder Kupfer-Zinksulfidkonzentrate angewandt werden. Der Kupfergehalt des Ausgangskonzentrats, insbesondere der in Form von Chalkosin und Covellin vorliegende Anteil, löst sich etwas rascher als die üblichen Zink- und Nickelsulfidmineralien. Auf diese Weise kann eine erste Auslauglösung erhalten werden, welche gegenüber Nickel oder Zink an Kupfer angereichert ist, jedoch beides, Kupfer und Nickel oder Zink enthält. Der feste Rückstand des Auslaugprozesses ergibt nach dem Eindicken und Auswaschen bei dem zweiten Konzentrationsprozeß ein Sulfidkonzentrat das in bezug auf Nickel oder Zink angereichert und dementsprechend an Kupfer im Verhältnis zum Ausgangskonzentrat verarmt ist Eine Anreicherung der ersten Auslaugungslösung mit Kupfer und des zweiten Konzentrats mit Zink oder Nickel kann, auch wenn sie nicht groß ist, dazu dienen, die Trennung der Metallbef.tandteile des Ausgangskonzentrats zu erleichtern.

In der Zeichnung sind Fließbilder der verschiedenen Ausführungsformen des erfindungsgemäßen Verfahrens, angewandt auf Kupferausgangskonzentrate, dargestellt. Bei Anwendung des Verfahrens auf Nickel- und Zinkausgangskonzentrate kann im wesentlichen die gleiche, in den Fließbildern dargestellte Folge von Verfahrensschritten eingehalten werden. Es zeigt

F i g. 1 ein Fließbild einer vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens, bei welchem der feste Rückstand einer ersten Auslaugung einem zweiten Flotationsprozeß unterworfen wird und in welchem das zweite Konzentrat zur Gewinnung seiner Metallsulfid-Bestandteile wieder ausgelaugt wird;

Fig.2 ein Fließbild einer weiteren vorteilhaften Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens, bei welchem nur ein Teil der Kupferbestandteile aus dem Ausgangskonzentrat durch Auslaugen extrahiert wird und bei dem der feste Rückstand des Auslaugungsprozesses der zweiten Flotation unterworfen wird, um ein verbessertes Konzentrat für eine Schmelze zu erhalten.

Das in F i g. 1 dargestellte Fließbild zeigt ein Verfahren, welches für die Behandlung von Kupfer-Ausgangsk.onzentraten niederer Qualität geeignet ist, welche nur Kupfersulfidmineralien oder gegebenenfalls diese Mineralien in Verbindung mit Zinksulfid enthalten. Bei dem Verfahren soll durch den zweiten Flotationsprozeß die Gewinnung der Metallbestandteile aus dem Ausgangskonzentrat durch eine zweite Auslaugung erleichtert werden.

Das Ausgangskonzentrat, welches beispielsweise 20% Kupfer und gegebenenfalls 1% Zink (Sphalerit) oder wenige Prozent Nickel (Pentlandit) enthält, wird, wie im Vorstehenden beschrieben, mit zurückgeführter Ammoniak-Ammonium-Sulfat-Flüssigkeit unter Bildung einer 15% Feststoffe enthaltenden Aufschlämmung aufgeschlämmt Das in dem Konzentrat enthaltene Kupfer liegt hauptsächlich in Form von Schlamm und einer Oberflächenbeschichtung auf Pyritpartikeln vor.

Die Aufschlämmung wird zunächst einer ersten Auslaugung in der Weise unterzogen, daß die Aufschlämmung durch eine Reihe einzelner geschlossener Auslaugungsbehälter geleitet wird, in denen der Überdruck unter 0,7 bar, vorzugsweise unter 0,56 bar, und die Temperatur zwischen etwa 50⁰C und 8O⁰C gehalten wird. Die Temperatur wird innerhalb der angegebenen Grenzen im ersten Behälter nahe dem unteren Grenzwert gehalten und steigt in jedem der darauffolgenden Behälter um einige wenige ⁰C an. Die Aufschlämmung wird in jedem Behälter heftig gerührt, und dabei wird gleichzeitig in jeden Behälter Sauerstoff eingeleitet. Mindestens dem ersten oder den ersten Behältern einer Reihe wird zusätzlich noch Ammoniak zugeführt Die Menge des zugeführten Ammoniaks steht mit der Temperatur der Aufschlämmung derart in Beziehung, daß die Summe der Partialdrücke von Wasserdampf und Ammoniak mindestens um einen kleineren Betrag unter dem in dem Behälter herrschenden Überdruck liegt, der 0,7 bar nicht überschreiten darf. Die Summe der Partialdrücke von Ammoniak und Wasserdampf kann beispielsweise 0,35 bis 0,56 bar betragen. Der Differenzbetrag zwischen Gesamtdruck und der Summe der Partialdrücke aus Ammoniak und Wasserdampf wird durch den zugeführten Sauerstoff gedeckt. Im bevorzugten Temperaturbereich ist 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.

In dem ersten oder den ersten Behältern einer Reihe vollzieht sich der Auslaugungsvorgang rasch und exotherm, so daß zur Aufrechterhaltung der erforderlichen Temperatur gegebenenfalls eine Kühlung der Aufschlämmung mittels Kühlschlangen oder einem Kühlmantel, welcher in dem Behälter oder um den Behälter herum vorgesehen sein kann, notwendig wird. In dem letzten oder den letzten Behältern einer Reihe, in denen die Auslaugung langsamer vor sich geht, reicht im allgemeinen der Ammoniakgehalt aus, der zuvor in die vorhergehenden Behälter einer Reihe zugeführt worden ist, so daß im letzten Behälter oder in den letzten Behältern dieser Reihe Ammoniak nicht mehr zugeführt zu werden braucht. Auch kann es in den letzten Erhaltern 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 die

Temperatur und der Ammoniakgehalt in jedem einzelnen Behälter so eingestellt, daß die Summe der Partialdrücke von Ammoniak, Wasserdampf und inerten Gasen mindestens etwa 0,35 bar unter dem in dem System herrschenden Gesamtdruck liegt, so daß der Partialdruck des Sauerstoffs im Raum über der Aufschlämmung in jedem Behälter mindestens etwa 0,35 bar beträgt.

In jedem Behälter wird die Aufschlämmung heftig gerührt. Auch wird der Sauerstoff aus dem Raum über der Oberfläche der Aufschlämmung in jedem Tank in einen Bereich ziemlich tief unterhalb der Oberfläche der Aufschlämmung kräftig umgewälzt Das Rühren und die kräftige Umwälzung des Sauerstoffs kann gleichzeitig mit einem geeigneten kräftigen Belüftungsrad bewirkt werden, welches in den einzelnen Behältern vorgesehen ist.

Die erste Auslaugung kann drei bis sechs Stunden in Anspruch nehmen. Typisch ist eine Durchgangszeit von fünf Stunden für die Aufschlämmung durch eine Reihe von fünf Auslaugungsbehältern. Während dieser Zeit lösen sich die meisten der leichter löslichen Kupfersulfidmineralien (z. B. Chalhosin und Covellin) und auch die schwerer löslichen Mineralien (beispielsweise Bornit, Chalcopyrit und Enargit) werden wenigstens zu einem Teil der Lösung gehen. Das Kupfer geht in die Lösung als Kupferammoniumsulfat über. Ein beträchtlicher Anteil der schwerer löslichen Kupfermineralien und im wesentlichen aller Molybdänit und Pyrit bleiben ungelöst zurück. In gleicher Weise bleibt auch das vorhandene Bleisulfid im Rückstand entweder als Bleisulfid oder als Umsetzungsprodukt ungelöst zurück.

Im allgemeinen werden bei der ersten Auslaugung etwa 80 bis 90% des Kupfers und ein großer Teil des Zinks oder Nickels gelöst wobei ein Gewichtsverlust der Feststoffe von gegebenenfalls 50% eintritt Das aus dem letzten Auslaugbehälter erhaltene Produkt wird im Gegenstrom gewaschen und dekantiert wonach die angereicherte Auslauglösung getrennt und von den Feststoffen ausgewaschen ist Die Feststoffe fallen dabei als verdickter Schlamm an. Die Auslauglösung wird einer Behandlung mit einem flüssigen Ionenaustauscher unterzogen, um das gelöste Metall zu gewinnen, und die Feststoffe werden nach Verdünnen auf eine geeignete Dichte einem Flotationsprozeß unterworfen.

Die Rotation wird in üblicher Weise durchgeführt um die Metallsulfidbestandteile in einem sekundären Konzentrat anzusammeln und die Bestandteile der Gangart sowie wertlose Sulfide des Ausgangskonzentrats in die Abfälle zu verwerfen. Bei Verwendung üblicher Xanthat-Kollektoren und Anwendung der Standard-Flotationsbedingungen, sind die restlichen Kupfersulfidmineralien (hauptsächlich relativ schwer lösliche Mineralien wie Enargit und Chalcopyrit) und ungelöste Zinksulfidmineralien im wesentlichen vollständig in dem sekundären Konzentrat enthalten, das in diesem Falle 25% Kupfer enthält Der von seiner aus wertvollen Mineralien bestehenden Oberflächenbeschichtung befreite Pyrit und Bestandteile der Gangart aus denen Kupfer und Zinksulfide ausgelaugt worden sind, gelangen während der Flotation zu den Abfallprodukten.

Der Raumbedarf des sekundären Flotationskonzentrats ist auf 10 bis 15% des Raumbedarfs des Ausgangskonzentrats reduziert und entspricht einem Drittel oder weniger des Raumbedarfs der Feststoffe nach der ersten Auslaugung. Das geringe Volumen des sekundären Konzentrats, das im wesentlichen das

gesamte noch ungelöste Kupfer, zuzüglich der ungelösten Zinkbestandteile enthält, ist ein ideales Produkt für eine kleinvolumige sekundäre Auslaugung, die sich nun anschließt.

Infolge des kleinen Volumens des sekundären Konzentrates kann der zweite Auslaugungsprozeß im allgemeinen in einem einzigen abgeschlossenen Auslaugbehälter vorgenommen werden. Die Auslaugungsbedingungen sind im wesentlichen dieselben wie vorstehend beschrieben. Die Temperatur ist ebenso hoch oder höher als in den wenigen letzten Stufen der primären Auslaugung, um dadurch eine im wesentlichen vollständige Auflösung der Kupfer- (und Zink- oder Nickel-) Sulfide zu begünstigen. Die zu dieser Auslaugung erforderliche Zeit kann im Hinblick auf eine wirtschaftliche Durchführung des Verfahrens und auf das geringe Volumen des sekundären Konzentrats so lang sein wie die gesamte erste Auslaugung, nämlich 5 oder 6 Stunden.

Nach Abschluß der zweiten Auslaugung wird die aus dem Auslaugbehälter kommende Aufschlämmung filtriert, wobei die abgetrennten Festbestandteile gegebenenfalls gewaschen werden können. Auch hier sind, infolge des kleinen Volumens der zurückbleibenden Festbestandteile nach der zweiten Auslaugung, die im allgemeinen nur etwa 40% des sekundären Konzentrats betragen, nur relativ einfache Filtrationsoperationen notwendig, um die Feststoffe von der Auslauglösung zu trennen. Die von den Feststoffen abgetrennte Auslauglösung wird mit der ersten Auslauglösung bei der Umsetzung mit dem Ionenaustauscher vereinigt. Die abgetrennten Festbestandteile werden verworfen, oder, sofern sie wiedergewinnbare Bestandteile, wie Edelmetalle, enthalten, weiterbehandelt

Die vereinigten angereicherten Auslauglösungen aus dem ersten und dem zweiten Auslaugungsprozeß werden mit Vorteil mit einem flüssigen Ionenaustauscher behandelt, welcher bevorzugt Kupfer aus einer alkalischen Lösung aufnimmt Einige solcher flüssiger Ionenaustauscher sind bekannt und im Handel erhältlich, von denen jeder mit Erfolg verwendet werden kann. Ionenaustauscher sind im allgemeinen in einem organischen Lösungsmittel gelöst und in einem mit Wasser nicht löslichen Verdünnungsmittel wie Kerosin verdünnt Die angereicherte wäßrige Auslauglösung wird mit der Lösung des organischen Ionenaustauschers im allgemeinen in mehreren aufeinanderfolgenden Extraktionsstufen verrührt Das erhaltene wäßrige, im wesentlichen kupferfreie Raffinat enthält Ammoniumsulfat und restliches Ammoniak und bildet die aus dem Prozeß zurückgeführte Lösung, weiche zur Herstellung einer Aufschlämmung des Ausgangsprodukts verwendet wird. In einem von dem zurückgeführten Raffinat abgetrennten Seitenstrom wird überschüssiges gelöstes Sulfat das während der Auslaugung in Lösung gegangen ist entfernt und das Ammoniak zusammen mit dem Sulfat wiedergewonnen. Dies kann beispielsweise dadurch geschehen, daß das Sulfat mit Kalk als Gips ausgefällt und aus der dabei entstehenden Lösung das Ammoniak durch Kochen vertrieben wird.

Die angereicherte organische Phase des flüssigen Ionenaustauschers wird einem Trennungsprozeß unterzogen, in welchem das Kupfer mittels einer starken Schwefelsäurelösung (verbrauchter Elektrolyt aus einer nachfolgenden elektrischen Kupfergewinnung) verdrängt wird. Die extrahierte kupferfreie organische Phase wird dann dem Ionenaustauschprozeß in üblicher Weise zurückgeführt

Die angereicherte Schwefelsäurelösung, welche das aus dem Ionenaustauscher extrahierte Kupfer enthält, wird einem üblichen Verfahren zur elektrischen Metallgewinnung unterzogen. Dabei wird das Kupfer aus der Lösung elektrisch niedergeschlagen, wobei unlösliche Anoden und Kupferkathoden verwendet werden, welche sich zum Schmelzen und zum Gießen 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 Trennungsprozeß des Kupfers von dem Ionenaustauscher zurückgeführt.

Das Zink oder Nickel, welches während der Auslaugung gelöst wurde, verbleibt nach dem Ionenaustauschprozeß im Raffinat und kann aus dem Abzweigstrom zurückgewonnen werden, aus welchem überschüssiges Sulfat und Ammoniak wiedergewonnen werden. Beispielsweise kann nach der Ausfällung des Sulfats als Gips, das Zink gleichzeitig mit dem Verkochen des Ammoniaks aus der restlichen Lösung erhalten werden.

Andererseits kann auch Zink in dem Nebenstrom durch Einleitung von Kohlendioxid unter Druck (zwischen etwa 0,7 und 3,5 bar) als komplexes basisches Zinkkarbonat ausgefällt und aus der Lösung durch Filtration oder auf andere Weise getrennt werden. Aus der restlichen Lösung kann dann durch Zusatz von Kalk Gips ausgefällt und anschließend das Ammoniak durch Einkochen der Lösung gewonnen werden.

Wenn Nickel anwesend ist, so kann dies dadurch gewonnen werden, daß das ganze Raffinat oder der Abzweigstrom einem weiteren Ionenaustauschprozeß unterworfen wird, um dadurch das Nickel zu extrahieren. Das nickelfreie Raffinat wird dann zur Entfernung überschüssigen Sulfats und zur Wiedergewinnung des Ammoniaks weiterbearbeitet Das Nickel kann aber auch aus dem Nebenstrom nach der Ausfällung des überschüssigen Sulfats als Gips gleichzeitig mit dem Ammoniak beim Einkochen der Lösung wiedergewonnen werden.

Es ist nicht notwendig, aus dem Raffinat alles Zink oder alles Nickel wiederzugewinnen. Selbst wenn ein wesentlicher Anteil dieser Bestandteile dem Auslaugprozeß wieder zugeführt wird, so schadet dies nicht Es ist lediglich notwendig, so viel Zink oder Nickel aus der Lösung zu entfernen, daß eine übermäßige Anreicherung dieser Metalle in der Auslauglösung vermieden wird.

Das Fließbild 2 zeigt ein weiteres Verfahren, welches sich für die Behandlung weniger guter Konzentratsorten eignet um diese Sorten für ein anschließendes Schmelzen zu verbessern, oder um die Konzentratmenge zu erhöhen, die zur Gewinnung von Kupfer in Kombination mit einem vorhandenen Schmelzofen ohne nennenswerte Steigerung der Schmelzkapazität und ohne Erhöhung der Schwefeldioxidbildung zu behandeln. Bei der Durchführung dieses Verfahrens wird beim zweiten Flotationsprozeß für die Schmelze ein Kupferbeschickungsgut hoher Qualität erhalten und gleichzeitig der Raumbedarf des Beschickungsgutes reduziert oder die Menge des behandelten Ausgangskonzentrats erhöht, ohne die Menge des Beschickungskonzentrats für den Schmelzofen zu erhöhen. Auch hier können die Ausgangskonzentrate als zu gewinnenden Metallbestandteil nur Kupfer oder zusätzlich Zink oder Nickel in gewinnbaren Mengen enthalten.

Aus dem Ausgangskonzentrat wird mit der wiederge-

wonnenen Ammoniumsulfatlösung wie oben beschrieben eine Aufschlämmung hergestellt. Diese Aufschlämmung wird einem Auslaugungsprozeß unterworfen, welcher im wesentlichen in gleicher Weise durchgeführt wird, wie im Zusammenhang mit F i g. 1 beschrieben wurde. Der hauptsächliche Unterschied ist, daß bei dem in F i g. 2 beschriebenen Verfahren nicht beabsichtigt ist, einen so hohen Anteil von Kupfer und anderen löslichen Metallbestandteilen in die Auslauglösung zu extrahieren

ίο wie bei der in F i g. 1 dargestellten Ausführungsform vorgesehen ist. Beispielsweise kann vorgesehen werden, nur die Hälfte oder sogar weniger des Kupfergehalts des Ausgangskonzentrats in der Auslauglösung zu gewinnen. Aus diesem Grunde werden bei der Auslaugung weniger einzelne Behälter benötigt als bei den anderen Verfahren. Tatsächlich kann in einigen Fällen nur ein einziger Auslaugbehälter genügen. Abgesehen von dieser Vereinfachung der Auslaugvorrichtung, wird die Auslaugung selbst im wesentlichen in

der im Zusammenhang mit F i g. 1 beschriebenen Weise durchgeführt. Die Auslaugungstemperaturen können im unteren Bereich der angegebenen Grenzen von etwa 50⁰C bis 80⁰C gehalten werden, wenn das Ausgangskonzentrat leicht lösliche Kupfermineralien in größeren Mengen enthält. Auch die Auslaugdauer kann in Abhängigkeit der Verringerung der Anzahl einzelner Austauschbehälter verringert werden. Beispielsweise genügt normalerweise eine Auslaugzeit von 1 bis 2 Stunden, um bis zu 50% des Kupfers des Ausgangs konzentrats zu lösen.

Nach Beendigung des Auslaugungsprozesses wird die Aufschlämmung durch Dekantieren gewaschen, wobei die angereicherte Auslauglösung von den unausgelaugten Festbestandteilen abgetrennt wird und die Feslstof- fe als ausgewaschener eingedickter Schlamm erhalten werden. Die Lösung wird mit einem flüssigen Ionenaustauscher zur Gewinnung des Kupfergehalts behandelt Die eingedickten Feststoffe werden nach Verdünnung auf eine für den Flotationsprozeß geeignete Dichte dem

Flotationsprozeß unterworfen.

Der Flotationsprozeß ist im wesentlichen derselbe wie der zur Herstellung des Ausgangskonzentrats verwendete Flotationsprozeß. 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 Nickelmineralien, gesammelt und überschüssiger Pyrit und Gangartmineralien, welche während des Auslaugprozesses von Kupfer und anderen wertvollen Sulfiden befreit worden sind, in den Abfall verworfen.

Der Raumbedarf des sekundären Konzentrats ist

gegenüber dem Raumbedarf des der ersten Auslaugung unterworfenen Ausgangskonzentrats beträchtlich verringert Tatsächlich kann die Verminderung des Raumbedarfs im Verhältnis zu dem während der Auslaugung in Lösung gegangenen Kupferminerals unverhältnismä- Big größer sein. Sofern das Ausgangskonzentrat wesentliche Mengen an ihrer Oberfläche mit Kupfersulfiden beschichtete Pyrite enthält, so werden diese Pyrite während des Auslaugprozesses größtenteils von der Beschichtung aus mineralischem Kupfer befreit so daß diese Pyrite in die Abfallprodukte des zweiten Flotationsprozesses verworfen werden können. Dadurch und durch die Abnahme des Volumens des Ausgangskonzentrats beim Auslaugen des Kupfermine-

rals erhält man eine beachtliche Verringerung des Raumbedarfs des sekundären Konzentrats im Vergleich zum Ausgangskonzentrat. Somit braucht die Verringerung des Raumbedarfs und des Gewichts nicht proportional zu sein zu der Menge der herausgelösten Kupfermineralien, sondern kann diesen Wert übersteigen.

Sofern die Ausgangskonzentrate einen wesentlichen Anteil an Schlammen enthalten, ist die Qualität des sekundären Konzentrats als Folge der Auflösung von Kupfermineralschlammen während der Auslaugung wesentlich verbessert.

Das 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 Ausgangskonzentrats erforderlich sein würde, wobei viel größere Mengen an Ausgangskonzentrat eingesetzt werden können, ohne dabei die Schmelzkapazität zu erhöhen. Oder, anders ausgedrückt, es genügt eine kleinere Schmelzkapazität zur Behandlung einer gegebenen Menge Ausgangskonzentrat. Besondere Bedeutung kommt dem Umstand zu, daß in den Ausgangskonzentraten von den Kupfererzen, auch bei

ίο Verwendung von Ausgangskonzentraten niederer Qualität, die Kupfergewinnung hoch ist, weil die Qualität der Konzentrate für die Schmelze während dem zweiten Flotationsprozeß verbessert wurde.
Die angereicherte Auslauglösung wird bei dem in Fig.2 dargestellten Verfahren ähnlich behandelt wie bei den im Zusammenhang mit der F i g. i beschriebenen Ausführungsform.

Hierzu 2 Blatt Zeichnungen

Claims

Patentansprüche:

1. Verfahren zur Gewinnung von Kupfer, Zink oder Nickel aus einem diese Metalle in Form sulfidischer Mineralien mit unterschiedlicher Lösbarkeit in Verbindung mit Pyrit enthaltenden Erz, bei welchem zur Herstellung eines Ausgangskonzentrats das Erz einem Schaumflotationsverfahren unterworfen wird und das pyrithaltige Ausgangskonzentrat unter heftigem Rühren in einer Ammoniumsulfat und freies Ammoniak enthaltenden wäßrigen Lösung bei einer Temperatur zwischen etwa 50 und 80⁰C und einem geringen Überdruck von weniger als 0,7 bar in Anwesenheit von Sauerstoff, der während der Auslaugprozesses ständig von dem Raum über der Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich weit unter der Oberfläche der Aufschlämmung umgewälzt wird, gegebenenfalls in mehreren Stufen ausgelaugt wird und aus der abgetrennten Auslauglösung das Metall gewonnen wird, dadurch gekennzeichnet, daß das mit Kupfersulfid beschichtete Pyritpartikel enthaltende Ausgangskonzentrat so lange ausgelaugt wird, bis die Pyritpartikel größtenteils von der Beschichtung befreit sind, daß die anschließend abgetrennten Feststoffe zur Erzeugung eines sekundären Konzentrats einer zweiten Flotation unterworfen werden, in deren Abfallprodukte das Pyrit verworfen wird, und daß aus dem sekundären Konzentrat die darin enthaltenen schwerer löslichen Kupfer-, Zink- und/oder Nickelbestandteile gewonnen werden.

2. Verfahren nach einem der Ansprüche 1, dadurch gekennzeichnet, daß die nach beendeter Auslaugung aus der Aufschlämmung abgetrennten ungelösten Feststoffe im Gegenstrom gewaschen und dann erst dem zweiten Flotationsprozeß unterworfen werden und daß die Waschflüssigkeit mit der Auslauglösung vereinigt wird.

3. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß das sekundäre Sulfid-Konzentrat in wäßriger Ammoniak-Ammoniumsulfat-Lösung aufgeschlämmt und ausgelaugt wird, wobei die Aufschlämmung bei Temperaturen von 60 bis 9O⁰C unter einem geringen Überdruck von maximal 0,7 bar heftig gerührt und freier Sauerstoff vom Raum über der Oberfläche der Aufschlämmung in einen Bereich ziemlich tief unter der Oberfläche der Aufschlämmung umgewälzt wird.

4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß das Metall aus dem sekundären Konzentrat durch Schmelzen gewonnen wird.