EA012819B1 - Способ извлечения меди из медносульфидной руды - Google Patents
Способ извлечения меди из медносульфидной руды Download PDFInfo
- Publication number
- EA012819B1 EA012819B1 EA200801583A EA200801583A EA012819B1 EA 012819 B1 EA012819 B1 EA 012819B1 EA 200801583 A EA200801583 A EA 200801583A EA 200801583 A EA200801583 A EA 200801583A EA 012819 B1 EA012819 B1 EA 012819B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- leaching
- solution
- stage
- extraction
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу, посредством которого медь извлекают из медносульфидной руды, содержащей пирит. Согласно данному способу руду измельчают и выщелачивают в растворе, содержащем серную кислоту, при атмосферных условиях с помощью трехвалентного железа. По мере того как выщелачивается сульфид меди, трехвалентное железо восстанавливается до двухвалентного, и его вновь окисляют до трехвалентного посредством кислорода в течение выщелачивания. Выщелачивание выполняют в реакторе с замкнутым циклом, где нерастворенный газ, поднимающийся из раствора в верхнюю секцию реактора, направляют обратно в суспензию из раствора, твердого вещества и газа. Выщелачивание выполняют в присутствии как двухвалентного, так и трехвалентного железа, и предпочтительно с растворенной медью, действующей в качестве катализатора для ускорения выщелачивания. Условия регулируют таким образом, чтобы пирит из руды существенно не растворялся.
Description
Данное изобретение относится к способу, в котором медь извлекают из медносульфидной руды, содержащей пирит. Согласно способу руду тонко измельчают и выщелачивают в растворе, содержащем серную кислоту, при атмосферных условиях с помощью трехвалентного железа. По мере того как сульфид меди выщелачивается, трехвалентное железо восстанавливается до двухвалентного, и его окисляют обратно до трехвалентного посредством кислорода в течение выщелачивания. Выщелачивание выполняют в реакторе с замкнутым циклом, где нерастворенный газ, выходящий из раствора в верхнюю секцию реактора, направляют обратно в суспензию из раствора, твердых веществ и газа. Выщелачивание выполняют в присутствии как двухвалентного, так и трехвалентного железа, и предпочтительно с растворенной медью, действующей как катализатор для ускорения выщелачивания. Условия подбирают таким образом, чтобы пирит, по существу, не растворялся.
Значительная часть руд, которые содержат сульфид меди, представляет собой халькопиритовую руду СиРе82; для них наиболее общим способом обработки после обогащения является пирометаллургическая плавка - отливка анода - электролитическое очищение. Однако в настоящее время также существует интерес к гидрометаллургической обработке медносульфидных руд, вследствие чего первая стадия обработки как таковая также обычно является стадией образования флотационного концентрата, после которой обычно протекает по меньшей мере одна стадия выщелачивания концентрата в условиях автоклава. Другим первостепенным природным источником сульфида меди является халькоцит Си28, который обрабатывают в принципе таким же образом, как и халькопирит. Халькопирит и халькоцит обычно находятся в одной и той же руде, и зачастую количество халькопирита является преобладающим.
Выщелачивание минералов, содержащих халькопирит и/или халькоцит, с помощью трехвалентного железа в растворе, содержащем серную кислоту, описано, например, в публикациях XVО 2005/042790 и 2005/005672. В обоих случаях окисление двухвалентного железа, образующегося при выщелачивании, до трехвалентного выполняют в автоклавных условиях, хотя выщелачивание по меньшей мере части концентрата можно осуществлять при атмосферных условиях. Раствор сульфата меди, образующийся при выщелачивании, направляют на традиционное извлечение меди.
Способ гидрометаллургического извлечения меди из халькопирита и других сульфидов описан в патенте И8 4115221. В этом способе сульфидный минерал измельчают до крупности, при которой размер частиц составляет максимально один микрон. Твердые сульфидные частицы выщелачивают в кислотном растворе, в котором количество ионов трехвалентного железа является стехиометрически достаточным для окисления меди, содержащейся в медносульфидном материале. Часть железа удаляют из раствора сульфата меди путем осаждения из него сульфата двухвалентного железа, после чего раствор направляют на электролиз меди. Выходящий из электролиза раствор, который разбавлен в отношении меди, направляют на стадию разделения, на которой двухвалентное железо, еще присутствующее в растворе, окисляют до трехвалентного перед направлением раствора обратно на сульфидное выщелачивание. В данном способе выщелачивание и образование трехвалентного железа, используемого при выщелачивании, протекают на различных стадиях.
В патенте ЕР 815270 описан способ выщелачивания сульфидных минералов, где минерал также содержит железо. Согласно данному способу минерал измельчают до крупности, при которой Р80 (размеры 80% частиц) составляет 20 мкм или менее. Выщелачивание протекает под действием трехвалентного железа и серной кислоты в реакторе с открытым циклом, и в реактор поставляют кислород для окисления двухвалентного железа, образующегося при сульфидном выщелачивании, обратно в трехвалентное железо. Все примеры в данной публикации описывают обработку флотационного концентрата. Раствор сульфата меди, образующийся при выщелачивании, направляют на традиционную экстракцию и электрохимическое извлечение.
Недостатком двух описанных выше последних способов, осуществляемых при атмосферных условиях, считается тот факт, что для того, чтобы выщелачивание было успешным, минерал необходимо измельчить очень мелко, что требует затрат энергии и, таким образом, увеличения стоимости измельчения. К тому же, можно сказать о последнем способе, что при окислении в реакторе с открытым циклом необходимо поставлять избыток кислорода, потому что его нельзя весь направить назад на циркуляцию.
Целью изобретения является устранение недостатков представленных выше способов. Медносульфидную пиритовую руду подают на выщелачивание в существенно более крупном виде, чем описанный выше, таким образом экономя расходы на измельчение. Выщелачивание руды и окисление двухвалентного железа в трехвалентное протекает при помощи кислорода на одной и той же стадии в реакторах с замкнутым циклом при атмосферных условиях, так что эффективность кислорода становится выше, чем в реакторе с открытым циклом. Кислый железосодержащий раствор используют для выщелачивания руды, причем раствор в дополнение к двухвалентному железу и трехвалентному железу также включает медь, которая действует в качестве катализатора для ускорения выщелачивания.
Существенные признаки настоящего изобретения будут очевидны из прилагаемой формулы изобретения.
Данное изобретение относится к способу выщелачивания меди из медносульфидной пиритовой руды, посредством которого мелко измельченную руду выщелачивают в растворе, содержащем серную кислоту и железо, на одной стадии. Примерно 95-100% частиц руды имеют размеры менее 150 мкм. Ки
- 1 012819 слород подают на стадию выщелачивания и выщелачивание выполняют при атмосферных условиях с раствором, имеющим концентрацию железа примерно 20-50 г/л, где количество трехвалентного железа составляет по меньшей мере 10 г/л и количество меди в начале выщелачивания составляет 8-12 г/л.
Описание чертежа
Технологическая схема способа по изобретению представлена на чертеже.
Способ согласно изобретению особенно пригоден для выщелачивания медносульфидной пиритовой руды халькоцитового типа, хотя, конечно, его также можно приспособить для выщелачивания других сульфидных руд. Данный способ описан ниже со ссылкой на чертеж. Целью данного способа является выщелачивание сульфидной руды, в частности, без предварительной обогатительной обработки. Условия стадии 1 выщелачивания подбирают таким образом, чтобы растворялась как можно меньшая часть пирита, содержащегося в руде. Руду для выщелачивания измельчают до такой степени, что 95-100% частиц имеет размеры ниже 150 мкм и предпочтительно до размера 50-150 мкм, так, что получают насколько возможно малое количество более мелких фракций. Измельченную руду поставляют в первый реактор для выщелачивания. Число последовательно расположенных реакторов на стадии выщелачивания можно изменять согласно необходимости, однако как выщелачивание руды, так и окисление двухвалентного железа до трехвалентного железа протекает в течение одной и той же стадии.
Следующие реакции обычно протекают при выщелачивании медносульфидной руды:
| Си23 + 2 Р©2(6О4)з | —> 2 СиЗО4 + 3 + 4 РеЗО4 | (1) |
| Сиб + Ре2(бО4)з | —+ СиЗО4 + 3 + 2 РеЗО4 | (2) |
| 5 + 3 Рег(бО4)з + НгО | -+ 6 РеЗО4 + 4 НгЗО4 | (3) |
| 2 РебО4 + Н2бО4 + И О2 | —+ Ре2(304)з + Н2О | (4) |
| РеЗг + Н2О + 3 У О2 | —> РеЗО4 + Н2ЗО4 | (5) |
Раствор, используемый для выщелачивания медносульфидной руды, имеет концентрацию серной кислоты по меньшей мере 20 г/л, предпочтительно 70-95 г/л. Общее количество железа в растворе составляет 20-70 г/л, где количество трехвалентного железа составляет по меньшей мере 10 г/л, соотношение Ре3+/Ре2+ предпочтительно устанавливают в интервале 0,5-1,2 и количество растворенной меди составляет примерно 8-12 г/л в начале выщелачивания. Предпочтительно раствор представляет собой рафинат стадии экстракции, из которого удалена большая часть меди. Когда раствор, используемый при выщелачивании, представляет собой разновидность описанного выше, было обнаружено, что реакции 1, 2 и 4 протекают почти на сто процентов, однако реакция 3 протекает только примерно на 5% и реакция 5 (растворение пирита) примерно на 3%. Как можно видеть из вышеприведенных реакций, серная кислота образуется только в реакциях 3 и 5, и всю оставшуюся серу извлекают в виде элементной серы.
Когда медь присутствует в растворе, используемом для выщелачивания руды, она способствует регулированию окислительно-восстановительного потенциала выщелачивания. Очевидно, что концентрация меди в растворе возрастает по мере протекания выщелачивания, потому что целью является выщелачивание меди из руды, однако обычно при выщелачивании согласно предшествующему уровню техники концентрация меди в рафинате низкая и составляет менее 2 г/л.
Потенциал выщелачивания регулируют так, чтобы он составлял 450-550 мВ относительно электрода Ад/АдС1 в конце выщелачивания. Относительно высокая концентрация железа дополнительно к концентрации меди облегчает упомянутое выше регулирование уровня потенциала. Регулирование потенциала также способствует ограничению растворения пирита, которое потребляет много кислорода и увеличивает потребность в нейтрализации.
Выщелачивание медносульфидной руды протекает при температуре 85-95°С. Регулирование температуры реактора выполняют косвенным образом. В одном механизме косвенного регулирования температуры используют дефлекторы, в которых циркулирует среда, например пар или охлаждающая текучая среда. Другой способ состоит в том, что реактор снабжают нагревающими/охлаждающими змеевиками. Преимущество косвенного регулирования состоит в том, что не вводят никакой избыточной воды на стадию выщелачивания. Выщелачивающий маточный раствор, то есть рафинат экстракции, предварительно нагревают до температуры 70-80°С посредством теплоты реакции, выделяемой при выщелачивании.
Обычно кислород подают во все реакторы стадии выщелачивания для окисления двухвалентного железа в трехвалентное, однако подача в каждый реактор кислорода не является совершенно необходимой. Кислород можно подавать в виде кислорода, обогащенного кислородом воздуха или воздуха. Растворение пирита можно также регулировать посредством точного регулирования температуры и таким образом ограничивать стоимость выщелачивания. Реакторы снабжены эффективными мешалками, которые поддерживают твердые вещества, жидкость и газ в состоянии суспензии. Эффективное перемешивание, поддерживаемое в реакторах, делает возможной подачу довольно грубого твердого сырья на стадию выщелачивания. Окисляющий газ предпочтительно подают ниже перемешивающего элемента, откуда мешалка всасывает его в суспензию. Перемешивающий элемент предпочтительно состоит из двух лопастных мешалок, расположенных на одной оси, форма которых подобрана в соответствии с целью. Окружную скорость конца лопасти мешалки подбирают так, чтобы она была менее 5 м/с, так что лопасти
- 2 012819 мешалки существенно не изнашиваются.
Реакторы снабжены крышкой так, чтобы газ, скапливающийся над суспензией, имел возможность циркулировать назад в суспензию под воздействием верхней лопастной мешалки и только количество, эквивалентное количеству газов, отличных от кислорода, в газе, удаляют из верхней части реактора. Реакторы, однако, не являются автоклавами, а действуют при атмосферном давлении. Суспензия течет из одного реактора в другой за счет переполнения.
Образующийся при выщелачивании раствор, содержащий сульфат меди, известный как БВР (богатый выщелачивающий раствор), направляют на отделение твердых веществ и охлаждение. Отделение твердых веществ можно выполнять, например, в две стадии, такие как сгущение и фильтрация, однако на чертеже для простоты они указаны в виде одной стадии. Нижний продукт сепаратора 2 состоит из пустой породы руды (силикатов), нерастворимой руды, такой как пирит, гипс и небольшого количества элементной серы, образующейся в реакторе. Верхний продукт сепаратора 2 представляет собой раствор сульфата меди, в котором концентрация меди составляет примерно 20-50 г/л и в котором все еще присутствует примерно 20-70 г/л железа, частично в форме двухвалентного и трехвалентного железа, так что концентрация трехвалентного железа составляет по меньшей мере 10 г/л. Концентрация серной кислоты в растворе составляет порядка 18-22 г/л.
Раствор сульфата меди направляют на охлаждение 3, где раствор охлаждают так, что его температура становится подходящей для экстракции. Руда обычно также содержит небольшое количество кальция и мышьяка, и теперь посредством охлаждения гипс и арсенат трехвалентного железа осаждаются из раствора так, что они не осаждаются в течение экстракции в первой экстракционной камере.
Раствор сульфата меди направляют на жидкостно-жидкостную экстракцию, которую выполняют в две стадии согласно настоящему изобретению. Тот факт, что концентрация меди в рафинате, выходящем из первой стадии экстракции, может оставаться выше нормальной, вследствие чего медь, содержащаяся в рафинате, действует в качестве катализатора выщелачивания, можно рассматривать как одно из преимуществ экстракции в две стадии. Другое преимущество состоит в том, что в связи со второй стадией экстракции вещества, растворенные из руды и/или вредные для выщелачивания и экстракции, можно удалить из рафината без больших потерь меди. Любой известный экстрагент меди, вообще подходящий в качестве экстрагента, разбавляют в подходящем растворителе, таком как керосин. Также для способа является преимуществом, что концентрацию экстрагента в экстракционном растворе подбирают так, чтобы она была высокой в интервале 35-45%. Прохождение экстракционного раствора показано на чертеже пунктирными линиями, так что раствор, поступающий на экстракцию, ПО (пустой органический раствор), показан штрихпунктирной линией и медьсодержащий раствор, выходящий из экстракции, БО (богатый органический раствор), представлен пунктирной линией. На первой стадии 4 экстракции 65-75% количества меди в БВР экстрагируют в экстракционный раствор, после чего концентрация меди в водном растворе, который необходимо удалить из экстракции, то есть в рафинате, остается равной 8-12 г/л. По мере того как концентрация меди в рафинате падает, концентрация серной кислоты в рафинате возрастает в соответствии со следующей реакцией:
Си8О4 + 2 НК — СиН2 + Н28О4 (6)
В данной реакции В означает углеводородную часть экстрагента, которая образует комплекс с медью в органическом растворе и ионы водорода экстрагента образуют серную кислоту в водном растворе с сульфатом.
Большую часть, то есть примерно 90% рафината, направляют назад на выщелачивание 1 руды, однако небольшую часть в интервале 3-8% направляют на вторую стадию 5 экстракции. Эту часть подбирают согласно требованиям так, чтобы концентрация железа в рафинате не возрастала выше 70 г/л или чтобы содержание примесей в рафинате, таких как цинк, не возрастало слишком сильно. Рафинат, который необходимо направить на вторую стадию экстракции, нейтрализуют на стадии 6 нейтрализации перед стадией экстракции посредством подходящего нейтрализующего агента, такого как известь или известняк. Перед нейтрализацией концентрация серной кислоты в растворе составляет примерно 60-70 г/л, и его нейтрализуют до значений рН 1,6-1,8 так, чтобы раствор был пригоден для экстракции. На второй стадии экстракции медь удаляют из раствора до тех пор, пока концентрация не составит примерно 0,5 г/л или даже меньше. Раствор рафината II из второй стадии экстракции удаляют из цикла посредством стадии 7 осаждения, после чего цинк и железо, которые растворяются из руды в течение выщелачивания, осаждают из раствора, то есть в основном железо из пирита, например, посредством извести. Осадок из стадии 6 нейтрализации, который представляет собой в основном гипс, также направляют на стадию осаждения. Образующиеся осадок и раствор удаляют и обрабатывают надлежащим образом.
Растворы БО из обеих стадий экстракции, содержащие избыток меди, объединяют и направляют на стадии промывки и реэкстракции, которые обозначены совместно цифровым обозначением 8. Водный раствор, содержащий примерно 45-50 г/л меди, выходящий из стадии реэкстракции, который представляет собой БЭ (богатый электролит), направляют на электролиз 9. Электролиз представляет собой традиционное извлечение металлов электролизом. Обедненный электролит (ОЭ), выходящий из электролиза, направляют рециклом в виде водного раствора для реэкстракции.
- 3 012819
Примеры
Пример 1.
В эксперименте выщелачивали медносульфидную пиритовую руду, измельченную до крупности, при которой 95% частиц имели размеры менее 150 мкм. Выщелачивание выполняли в пяти реакторах, расположенных последовательно, и выщелачивание протекало при температуре 90°С. Выщелачивание происходило под действием подаваемого рециклом рафината из первой стадии экстракции. Время выщелачивания составляло 9 ч и в течение этого времени 91,8% меди растворялось. Состав руды был следующим:
Таблица 1
| Вещество | Количество, % масс. |
| Си | 6,09 |
| Ре | 30,70 |
| Ζη | 0,20 |
| Αδ | 0,32 |
| 3 | 36,9 |
| 3ί | 10,83 |
| Са | 1,02 |
Состав рафината, используемого для выщелачивания, и БВР, образующегося при выщелачивании, приведен в табл. 2.
Таблица 2
| Вещество | Рафинат, г/л | БВР, г/л |
| Си | 12,3 | 40,8 |
| Ее | 48,6 | 48,5 |
| Ее3* | 24,8 | 24,7 |
| Ее3* | 23,8 | 23,8 |
| Н2ЗО4 | 63,8 | 19,9 |
| сг | 0,7 | 0,7 |
Реакторы стадии выщелачивания были оборудованы дефлекторами, причем внутрь дефлектора первого реактора направляли пар для нагревания пространства реактора. Рафинат нагревали перед подачей на стадию выщелачивания теплом, извлеченным при охлаждении БВР, однако окончательное регулирование температуры раствора выполняли посредством пара дефлектора. Так как реакции, протекающие при выщелачивании, являются экзотермическими, последующие реакторы охлаждали посредством охлаждающей жидкости, протекающей в дефлекторах. Раствор протекал из одного реактора в другой под действием силы тяжести. В реакторах осуществляли перемешивание с помощью двухлопастных мешалок, и кислород, требуемый для окисления железа, подавали ниже мешалки. Окислительновосстановительный потенциал стадии выщелачивания устанавливали так, что его значение составляло 400-550 мВ относительно электрода Ад/АдС1.
Суспензию раствора и твердых веществ, удаляемую из последнего выщелачивающего реактора, направляли на сгущение. Состав нижнего продукта сгустителя был следующим: 0,55% Си, 31,1% Ре и 0,1% Ζη.
Верхний продукт сгустителя представлял собой обогащенный медью БВР, который направляли на охлаждение перед экстракцией. Данный раствор охлаждали до температуры ниже 38°С для того, чтобы сделать его пригодным для экстракции. В связи с охлаждением раствора гипс и арсенат трехвалентного железа осаждались из него, и их удаляли из раствора посредством сгущения и фильтрации.
Экстракцию БВР выполняли в две стадии, первая из которых включала две экстракционные камеры, соединенные последовательно. Концентрация меди в БВР составляла 40 г/л. Концентрация экстрагента, используемая для органического экстракционного раствора ПО, составляла 40%. В течение первой стадии экстракции примерно 70% меди в БВР экстрагировали в органический раствор и концентрация меди в остающемся рафинате составляла примерно 12 г/л.
Рафинат из экстракции в основном подавали рециклом на стадию выщелачивания руды, однако примерно 6% от него направляли на предварительную нейтрализацию, предшествующую второй стадии экстракции, что облегчало регулирование содержания железа и цинка в растворе, циркулирующем в цикле выщелачивания и экстракции. В дополнение к рафинату промывочные воды от различных осажденных веществ направляли на предварительную нейтрализацию так, чтобы концентрация Си в растворе становилась 7,2 г/л. Нейтрализацию раствора выполняли известью от концентрации Н2§04 80 г/л до значений рН 1,6-1,8. Прозрачный раствор, получающийся при отделении твердых веществ, направляли на вторую стадию экстракции, которая включала одну экстракционную камеру. Используемый экстракци- 4 012819 онный раствор был таким же, как экстракционный раствор, используемый на первой стадии экстракции. На второй стадии экстрагировали 93% меди, содержащейся в водном растворе, так, что концентрация Си в растворе, который необходимо было удалить из этой стадии, составляла только 0,5 г/л.
Богатые медью органические растворы, выходящие из обеих стадий экстракции, объединяли и направляли на стадию промывки и реэкстракции, которая состояла из двух камер реэкстракции, одной камеры промывки экстракционного раствора и бака для органического раствора БО. В течение стадии промывки хлориды и трехвалентное железо, содержащиеся в растворе, удаляли из органического раствора промыванием водой.
В камерах реэкстракции медь экстрагировали из органического раствора в водный раствор, который являлся обедненным электролитом ОЭ, выходящим из электролизного извлечения меди. Водный раствор, выходящий из реэкстракции, был богатым медью электролитом (БЭ), который направляли на электролиз.
Пример 2.
В эксперименте выщелачивали медносульфидную пиритовую руду, которая была измельчена до крупности, при которой 95% частиц имели размеры менее 150 мкм. Выщелачивание выполняли в одном реакторе при температуре 90°С. Реактор для выщелачивания был снабжен дефлекторами. Перемешивающий элемент был снабжен как верхней, так и нижней мешалками. Верхняя мешалка имела тип «А» и нижняя - тип «СЬ8». Время выщелачивания составляло 8 ч. Синтетический выщелачивающий раствор соответствовал экстракционному рафинату, в котором отношение Ре3+/Ре2+ было отрегулировано до величины 0,75:1. Данный раствор предварительно нагревали перед подачей в реактор для выщелачивания. Содержание твердых веществ в суспензии в реакторе было отрегулировано до 400 г/л. Количество подаваемого кислорода в данном эксперименте было постоянным и составляло 80 мл/мин/л (суспензии). Составы измельченной руды и выщелачивающего раствора были следующие:
Таблица 3
| Вещество | Руда, % масс. | Концентрация выщелачивающего раствора, г/л |
| Си | 7,8 | 10 |
| Ее | 34,9 | 49,8 |
| Ее | - | 21,4 |
| Ее | — | 28,4 |
| Ζη | 0,076 | 6 |
| Аз | 0,47 | - |
| 5 | 42,7 | — |
| 8Ю2 | 10,6 | - |
| Са | 0,39 | — |
| Н25О4 | - | 85 |
В этом эксперименте растворялось 93,9% меди. В растворе после выщелачивания было 41,5 г/л меди, 49,4 г/л железа и 21,1 г/л серной кислоты. Следовательно, композиция полученного раствора, охлажденная до менее чем 38°С, представляет собой подходящий сырьевой раствор как таковой для следующего подпроцесса, то есть экстракции меди. Состав твердых веществ, отделенных из суспензии, остатка после выщелачивания, представлен в табл. 4.
Таблица 4
Пример 3.
В эксперименте обогащенный медью БВР, полученный после выщелачивания, подавали в экстракционную систему, которая состояла из двух экстракционных камер, бака для богатого органического раствора БО, промывочной камеры и двух камер реэкстракции. Экстракционная система работает по принципу противотока. Количество экстрагента в органической фазе составляло 45 об.%. Температура
- 5 012819 всех различных растворов составляла 35°С.
При экстракции 74% меди, содержащейся в БВР, переходило в органическую фазу. Капельки воды удаляли из фазы богатого органического раствора в бак для БО. Трехвалентное железо вымывали из органической фазы, обогащенной медью, в промывочной камере с подкисленной промывочной водой. При реэкстракции медь удаляли из фазы богатого органического раствора раствором электролита (ОЭ), образуя раствор электролита, богатый медью (БЭ). Оба исследуемых полученных раствора подходили для дальнейшей обработки; рафинат как маточный раствор для выщелачивания и БЭ для электролиза.
Составы полученного после выщелачивания раствора или БВР, сырьевого раствора для выщелачивания или экстракционного рафината, сырьевого раствора для реэкстракции (ОЭ) и полученного раствора реэкстракции (БЭ) представлены в табл. 5.
Таблица 5
| Вещество | БВР, г/л | Рафинат, г/л | ОЭ, г/л | БЭ, г/л |
| Си | 34 | 9 | 35 | 47 |
| Ее | 53 | 53 | 0,19 | 0,2 |
| Ее^+ | 37 | |||
| Ее | 15,8 | |||
| Н2ЗО4 | 25 | 61 | 169 | 153 |
ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
Claims (17)
1. Способ выщелачивания меди из медносульфидной (пиритовой) руды, в котором мелко измельченную руду направляют в раствор, содержащий серную кислоту и железо, которое окисляется в течение выщелачивания, отличающийся тем, что медносульфидную руду измельчают до крупности, при которой 95-100% частиц имеют размеры менее 150 мкм, и направляют на стадию выщелачивания, которая протекает при атмосферных условиях и на которой выщелачивание выполняют раствором, в котором концентрация железа составляет примерно 20-70 г/л, где количество трехвалентного железа составляет по меньшей мере 10 г/л, количество меди в начале выщелачивания составляет 8-12 г/л и концентрация Н2§04 составляет минимально 20 г/л, причем окислительно-восстановительный потенциал в конце стадии выщелачивания регулируют так, чтобы он составлял 450-550 мВ относительно Ад/АдС1.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что температура стадии выщелачивания составляет 85-95°С.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что стадию выщелачивания выполняют в реакторах с замкнутым циклом.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что на стадию выщелачивания подают кислород.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что размер частиц руды составляет 50-150 мкм.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что отношение Ее3+/Ре2+ в растворе, поступающем на выщелачивание, регулируют до интервала 0,5-1,2.
7. Способ по п.1, отличающийся тем, что богатый медью водный раствор (БВР), выходящий из стадии выщелачивания, направляют на двухстадийную жидкостно-жидкостную экстракцию, где рафинат из первой стадии в основном направляют рециклом на выщелачивание медносульфидной руды.
8. Способ по п.7, отличающийся тем, что перед жидкостно-жидкостной экстракцией богатый медью водный раствор охлаждают.
9. Способ по п.8, отличающийся тем, что при охлаждении из богатого медью водного раствора удаляют гипс и арсенат трехвалентного железа.
10. Способ по п.8, отличающийся тем, что теплоемкость богатого медью водного раствора используют для нагревания раствора, то есть рафината, поступающего на стадию выщелачивания.
11. Способ по п.7, отличающийся тем, что более 90% рафината первой стадии экстракции направляют рециклом на выщелачивание сульфида меди и остаток направляют на вторую стадию экстракции.
12. Способ по п.11, отличающийся тем, что рафинат, направляемый на вторую стадию экстракции, подвергают нейтрализации содержащейся в нем в количестве 60-70 г/л серной кислоты до значений рН 1,6-1,8 для того, чтобы нейтрализовать кислоту в растворе.
13. Способ по п.12, отличающийся тем, что нейтрализацию осуществляют с помощью извести или известняка.
14. Способ по п.7 или 11, отличающийся тем, что концентрация меди в рафинате II, выходящем из второй стадии экстракции, составляет примерно 0,5 г/л.
15. Способ по п.1, отличающийся тем, что стадию выщелачивания руды осуществляют в нескольких реакторах с замкнутым циклом, соединенных последовательно, в которые кислородсодержащий газ подают ниже перемешивающего элемента реактора и где указанные реакторы снабжены дефлекторами.
16. Способ по п.15, отличающийся тем, что температуру реакторов регулируют косвенно посредством агента, подаваемого внутрь дефлектора.
17. Способ по п.15, отличающийся тем, что реакторы стадии выщелачивания снабжены перемеши
- 6 012819 вающим элементом, который включает две мешалки, расположенные на одной оси, для образования суспензии твердых веществ, жидкости и газа.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20060150A FI118473B (fi) | 2006-02-17 | 2006-02-17 | Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista |
| PCT/FI2007/000036 WO2007093667A1 (en) | 2006-02-17 | 2007-02-14 | Method for recovering copper from a copper sulphide ore |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200801583A1 EA200801583A1 (ru) | 2009-02-27 |
| EA012819B1 true EA012819B1 (ru) | 2009-12-30 |
Family
ID=35953617
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200801583A EA012819B1 (ru) | 2006-02-17 | 2007-02-14 | Способ извлечения меди из медносульфидной руды |
Country Status (13)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US9322079B2 (ru) |
| EP (1) | EP1984529B1 (ru) |
| CN (1) | CN101384736B (ru) |
| AU (1) | AU2007216422B2 (ru) |
| BR (1) | BRPI0707950B1 (ru) |
| CA (1) | CA2642673C (ru) |
| EA (1) | EA012819B1 (ru) |
| ES (1) | ES2531624T3 (ru) |
| FI (1) | FI118473B (ru) |
| PE (1) | PE20071269A1 (ru) |
| PT (1) | PT1984529E (ru) |
| WO (1) | WO2007093667A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA200806335B (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2763088C1 (ru) * | 2021-04-14 | 2021-12-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Минерал Консалтинг" | Способ извлечения меди из сульфидных и смешанных (сульфидных и окисленных) руд с попутным извлечением благородных металлов |
Families Citing this family (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI121713B (fi) * | 2009-06-26 | 2011-03-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi |
| FI119819B (fi) * | 2007-09-07 | 2009-03-31 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparirikasteen laadun parantamiseksi |
| CA2699517A1 (en) | 2007-09-14 | 2009-03-19 | Barrick Gold Corporation | Process for recovering platinum group metals using reductants |
| MX2010011197A (es) | 2008-05-06 | 2010-11-12 | Univ British Columbia | Proceso de lixiviacion para concentrados de cobre que contienen compuestos de arsenico y antimonio. |
| JP4950257B2 (ja) | 2009-08-24 | 2012-06-13 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 硫化銅鉱からの銅の積層体浸出方法 |
| FI122099B (fi) * | 2010-04-30 | 2011-08-31 | Outotec Oyj | Menetelmä arvometallien talteen ottamiseksi |
| CA3010091C (en) | 2014-09-12 | 2019-02-26 | Flsmidth A/S | System and method for enhanced metal recovery during atmospheric leaching of metal sulfides |
| CN109971953A (zh) * | 2019-03-18 | 2019-07-05 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种从含有有色金属的硫化矿物中强化氧化提取有价金属的方法 |
| US20220267877A1 (en) * | 2021-02-24 | 2022-08-25 | Sherritt International Corporation | Co-Processing of Copper Sulphide Concentrate with Nickel Laterite Ore |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3959436A (en) * | 1974-09-26 | 1976-05-25 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for leaching sulfide minerals |
| US4115221A (en) * | 1977-02-28 | 1978-09-19 | Wadsworth Milton E | Acid ferric sulfate leaching of copper sulfide concentrates |
| WO1996029439A1 (en) * | 1995-03-22 | 1996-09-26 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| WO2000006784A1 (en) * | 1998-07-24 | 2000-02-10 | Western Metals Copper Limited | Processing copper sulphide ores |
Family Cites Families (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AUPN564695A0 (en) | 1995-09-27 | 1995-10-19 | Tioxide Australia Pty. Ltd. | Process and apparatus for extracting metal |
| FI109456B (fi) * | 1999-08-12 | 2002-08-15 | Outokumpu Oy | Laitteisto lietteen sisältämän kiintoaineen liuottamiseksi |
| US6319389B1 (en) | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
| WO2005005672A1 (en) | 2003-07-15 | 2005-01-20 | Mintek | Oxidative leach process |
| US7799295B2 (en) | 2003-11-03 | 2010-09-21 | Oz Minerals Limited | Ore leach method with aqueous sulfuric acid containing ferric ions |
| CA2566596C (en) | 2004-06-03 | 2011-09-27 | David G. Dixon | Leaching process for copper concentrates |
| TW200914020A (en) | 2007-08-28 | 2009-04-01 | Lilly Co Eli | Substituted piperazinyl pyrazines and pyridines as 5-HT7 receptor antagonists |
-
2006
- 2006-02-17 FI FI20060150A patent/FI118473B/fi active IP Right Grant
-
2007
- 2007-02-13 PE PE2007000154A patent/PE20071269A1/es active IP Right Grant
- 2007-02-14 WO PCT/FI2007/000036 patent/WO2007093667A1/en active Application Filing
- 2007-02-14 EA EA200801583A patent/EA012819B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2007-02-14 BR BRPI0707950A patent/BRPI0707950B1/pt active IP Right Grant
- 2007-02-14 AU AU2007216422A patent/AU2007216422B2/en active Active
- 2007-02-14 US US12/279,567 patent/US9322079B2/en active Active
- 2007-02-14 CA CA2642673A patent/CA2642673C/en not_active Expired - Fee Related
- 2007-02-14 ES ES07704810.6T patent/ES2531624T3/es active Active
- 2007-02-14 EP EP07704810.6A patent/EP1984529B1/en active Active
- 2007-02-14 CN CN2007800057811A patent/CN101384736B/zh active Active
- 2007-02-14 PT PT07704810T patent/PT1984529E/pt unknown
-
2008
- 2008-07-21 ZA ZA200806335A patent/ZA200806335B/xx unknown
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3959436A (en) * | 1974-09-26 | 1976-05-25 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for leaching sulfide minerals |
| US4115221A (en) * | 1977-02-28 | 1978-09-19 | Wadsworth Milton E | Acid ferric sulfate leaching of copper sulfide concentrates |
| WO1996029439A1 (en) * | 1995-03-22 | 1996-09-26 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| WO2000006784A1 (en) * | 1998-07-24 | 2000-02-10 | Western Metals Copper Limited | Processing copper sulphide ores |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2763088C1 (ru) * | 2021-04-14 | 2021-12-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Минерал Консалтинг" | Способ извлечения меди из сульфидных и смешанных (сульфидных и окисленных) руд с попутным извлечением благородных металлов |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP1984529A4 (en) | 2010-11-17 |
| ES2531624T3 (es) | 2015-03-18 |
| US20090078086A1 (en) | 2009-03-26 |
| FI118473B (fi) | 2007-11-30 |
| US9322079B2 (en) | 2016-04-26 |
| EP1984529A1 (en) | 2008-10-29 |
| AU2007216422A1 (en) | 2007-08-23 |
| CA2642673A1 (en) | 2007-08-23 |
| ZA200806335B (en) | 2009-06-24 |
| PE20071269A1 (es) | 2008-01-29 |
| WO2007093667A1 (en) | 2007-08-23 |
| AU2007216422B2 (en) | 2011-12-22 |
| BRPI0707950B1 (pt) | 2015-09-08 |
| CN101384736B (zh) | 2011-07-13 |
| EA200801583A1 (ru) | 2009-02-27 |
| FI20060150A0 (fi) | 2006-02-17 |
| BRPI0707950A2 (pt) | 2011-05-17 |
| CN101384736A (zh) | 2009-03-11 |
| CA2642673C (en) | 2014-12-23 |
| FI20060150A (fi) | 2007-09-21 |
| PT1984529E (pt) | 2015-03-09 |
| EP1984529B1 (en) | 2014-12-03 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA012819B1 (ru) | Способ извлечения меди из медносульфидной руды | |
| AU700850B2 (en) | Atmospheric mineral leaching process | |
| US4834793A (en) | Oxidation process for releasing metal values in which nitric acid is regenerated in situ | |
| CA2945541C (en) | Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates | |
| PL204705B1 (pl) | Sposób odzyskiwania miedzi z surowca z rud zawierających siarczek miedzi | |
| US20090019970A1 (en) | Process for recovery of metal values from materials containing arsenic and/or antimony | |
| CN1120355A (zh) | 从多元金属矿中回收金属的湿法冶金方法 | |
| US10151016B2 (en) | Process for extraction of copper from arsenical copper sulfide concentrate | |
| ES2206004A1 (es) | Proceso de minerales de sulfuro de cobre. | |
| AU713328B2 (en) | Process for leaching zinc ferrite | |
| AU2019204300A1 (en) | Process for the selective removal of copper compounds and other impurities with respect to molybdenum and rhenium, from molybdenite concentrates | |
| CA1110076A (en) | Metal leaching from concentrates using nitrogen dioxide in acids | |
| US10323296B2 (en) | Process for extraction of copper from arsenical copper sulfide concentrate | |
| CN115161476B (zh) | 一种降低次生硫化铜矿生物堆浸系统中酸铁浓度的方法 | |
| MXPA01003809A (es) | Un proceso para biolixiviar concentrados de cobre. | |
| MX2008010509A (es) | Metodo para la recuperacion de cobre desde un mineral de sulfuro de cobre | |
| SULFIDES | 1. Copper Sulfide The sulfide minerals of copper such as chalcopyrite (CuFeS2), covellite (CuS), chalcocite (Cu₂S), bornite (Cu, FeS,), cubanite (CuFe₂S,), and digenite (Cu, S,) are not as such soluble in dilute H₂SO,. However, they readily dissolve in this acid in the presence of oxidizing agents such as oxygen, ferric ion, and bacteria. In common practice, low-grade ores are | |
| EA026430B1 (ru) | Обработка сульфидных материалов | |
| PL90582B1 (ru) |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): KZ |