EA017095B1

EA017095B1 - Method of leaching zinc from copper-sulphide concentrate

Info

Publication number: EA017095B1
Application number: EA201000293A
Authority: EA
Inventors: Яри Тиихонен; Хейкки Такала; Яакко Леппинен
Original assignee: Ототек Оюй
Priority date: 2007-09-07
Filing date: 2008-09-03
Publication date: 2012-09-28
Also published as: CN101796204A; WO2009030811A1; CA2697187C; CA2697187A1; CN101796204B; PE20090848A1; FI119819B; CN102787245A; FI20070684A0; EA201000293A1

Abstract

The invention relates to a method for the preparation of a copper concentrate suitable for pyrometallurgical treatment from a concentrate in which zinc is present as an impurity. In accordance with the method, zinc is leached from the concentrate with a solution containing sulphuric acid at atmospheric pressure and temperature not exceeding 105°C, firstly in oxidizing conditions; before the end of the leach a reducing agent is fed into the leaching stage in order to precipitate the dissolved copper.

Description

Данное изобретение относится к способу получения медного концентрата, пригодного для пирометаллургической обработки, из концентрата, в котором в качестве примеси присутствует цинк. В соответствии со способом цинк выщелачивают из концентрата раствором, содержащим серную кислоту, в окислительных условиях, при атмосферных температуре и давлении. В конце выщелачивания условия регулируют так, чтобы осадить любое количество меди, которое могло быть раствореноThis invention relates to a method for producing a copper concentrate suitable for pyrometallurgical treatment from a concentrate in which zinc is present as an impurity. In accordance with the method, zinc is leached from the concentrate with a solution containing sulfuric acid, under oxidizing conditions, at atmospheric temperature and pressure. At the end of leaching, the conditions are adjusted to precipitate any amount of copper that could be dissolved

Уровень техникиState of the art

Комплексные медно-сульфидные концентраты содержат, кроме меди, и другие цветные металлы, например цинк. Если сульфидный концентрат, предназначенный для пирометаллургического извлечения меди, содержит, например, цинк, то это затрудняет процесс. В пирометаллургическом процессе содержащийся в концентрате цинк испаряется и переходит в виде оксида цинка в мелкодисперсную пыль, из которой его необходимо извлекать отдельно. Для современных плавильных печей существуют ограничения по содержанию примесей в концентрате; например, содержание цинка в медном концентрате должно быть ниже 3%.Complex copper-sulfide concentrates contain, in addition to copper, other non-ferrous metals, such as zinc. If the sulfide concentrate intended for pyrometallurgical extraction of copper contains, for example, zinc, then this complicates the process. In the pyrometallurgical process, the zinc contained in the concentrate evaporates and passes in the form of zinc oxide into fine dust, from which it must be extracted separately. For modern melting furnaces, there are restrictions on the content of impurities in the concentrate; for example, the zinc content in copper concentrate should be below 3%.

На существующем уровне техники известны многие способы отделения цинка от медного концентрата. Во многих патентных публикациях, например, И8 4279867, ΙΡ 59 160558 и КН 2135298, описано отделение с применением селективной флотации. Однако время от времени минералогия руды является такой, что невозможно достичь хороших результатов даже с применением селективной флотации.Many methods for separating zinc from copper concentrate are known in the art. Many patent publications, for example, I8 4279867, ΙΡ 59 160558 and KN 2135298, described separation using selective flotation. However, from time to time, ore mineralogy is such that it is impossible to achieve good results even with selective flotation.

Другим способом является обработка концентрата сначала при такой температуре, чтобы испарить цинк и отделить его в виде оксида цинка, а затем медный концентрат можно перерабатывать далее желаемым образом. Этот способ описан, например, в патенте ί'Ν 1288966. Если дальнейшую переработку концентрата осуществляют пирометаллургическим способом, то этот способ требует конструкции из двух печных блоков. Кроме того, одним из недостатков является образование диоксида серы, требующего отдельного оборудования для переработки.Another way is to treat the concentrate first at a temperature such as to evaporate the zinc and separate it as zinc oxide, and then the copper concentrate can be further processed as desired. This method is described, for example, in patent No. 1288966. If the further processing of the concentrate is carried out by the pyrometallurgical method, this method requires a construction of two furnace blocks. In addition, one of the disadvantages is the formation of sulfur dioxide, which requires separate processing equipment.

В патенте США 4260588 описан способ обработки с повышением качества комплексного медносульфидного концентрата. В этом случае концентрат выщелачивают содержащим медь хлоридным раствором при повышенных температуре и давлении, при значении рН примерно 3. В результате выщелачивания получают сульфидный концентрат, содержащий медь и железо, а другие цветные металлы, содержащиеся в комплексном концентрате, такие как цинк, никель и кобальт, выделяют из раствора, полученного при выщелачивании. Этот способ, по-видимому, является довольно сложным и дорогим. Другим фактом, который можно рассматривать как недостаток, является то, что хлориды необходимо тщательно удалять из концентрата, чтобы они не вызывали проблем при дальнейшей переработке концентрата.US Pat. No. 4,260,588 describes a process for improving the quality of a complex copper sulfide concentrate. In this case, the concentrate is leached with a copper-containing chloride solution at elevated temperature and pressure, at a pH value of about 3. Leaching produces a sulfide concentrate containing copper and iron, and other non-ferrous metals contained in the complex concentrate, such as zinc, nickel and cobalt , isolated from the solution obtained by leaching. This method is apparently quite complex and expensive. Another fact that can be considered a disadvantage is that chlorides must be carefully removed from the concentrate so that they do not cause problems during further processing of the concentrate.

Целью данного изобретения является обеспечение способа повышения качества медно-сульфидного концентрата, содержащего цинк, путем удаления цинка из концентрата так, чтобы концентрат стал пригодным для пирометаллургического извлечения меди.An object of the present invention is to provide a method for improving the quality of a copper sulfide concentrate containing zinc by removing zinc from the concentrate so that the concentrate becomes suitable for pyrometallurgical copper recovery.

Сущность изобретенияSUMMARY OF THE INVENTION

Данное изобретение относится к способу удаления цинка из медно-сульфидного концентрата с получением концентрата, пригодного для пирометаллургического извлечения меди. Для способа характерно, что цинк удаляют из концентрата выщелачиванием концентрата раствором, содержащим серную кислоту, при атмосферном давлении и температуре не выше 105°С, сначала в окислительных условиях; и что перед окончанием выщелачивания на стадию выщелачивания подают восстановительный агент для осаждения растворенной меди.This invention relates to a method for removing zinc from a copper sulfide concentrate to obtain a concentrate suitable for pyrometallurgical copper recovery. It is characteristic of the method that zinc is removed from the concentrate by leaching the concentrate with a solution containing sulfuric acid at atmospheric pressure and a temperature of no higher than 105 ° C, first under oxidizing conditions; and that before the leaching is completed, a reducing agent is supplied to the leaching stage to precipitate the dissolved copper.

Для способа по данному изобретению характерно, что концентрацию серной кислоты в конце стадии выщелачивания регулируют в диапазоне от 0 до 100 г/л, предпочтительно от 5 до 25 г/л.It is characteristic of the method of this invention that the concentration of sulfuric acid at the end of the leaching step is controlled in the range from 0 to 100 g / l, preferably from 5 to 25 g / l.

Также для способа по данному изобретению характерно, что на стадию выщелачивания подают окислительный агент.It is also characteristic of the method of this invention that an oxidizing agent is supplied to the leaching step.

В соответствии с одним из примеров реализации данного изобретения применяемым окислительным агентом является газ, который представляет собой по меньшей мере один из следующих газов: воздух, воздух, обогащенный кислородом и кислород.In accordance with one example implementation of the present invention, the oxidizing agent used is a gas, which is at least one of the following gases: air, oxygen enriched air, and oxygen.

В соответствии с другим примером реализации данного изобретения применяемым окислительным агентом является по меньшей мере одно из следующих веществ: пероксид водорода, диоксид марганца и перманганат калия.According to another embodiment of the invention, the oxidizing agent used is at least one of the following: hydrogen peroxide, manganese dioxide and potassium permanganate.

Для способа по данному изобретению также является характерным, что окислительновосстановительный потенциал регулируют так, что в начале выщелачивания содержание меди составляет по меньшей мере 10 мг/л, а в конце выщелачивания медь в растворе отсутствует.It is also characteristic of the method of this invention that the redox potential is controlled such that at the beginning of leaching, the copper content is at least 10 mg / L, and at the end of leaching, there is no copper in the solution.

В соответствии с одним из примеров реализации данного изобретения восстановительный агент, который подают в конце стадии выщелачивания, представляет собой восстановительный газ. Этот газ обычно представляет собой сероводород.In accordance with one example implementation of the present invention, the reducing agent that is supplied at the end of the leaching step is a reducing gas. This gas is usually hydrogen sulfide.

В соответствии с другим примером реализации данного изобретения восстановительный агент, который подают в конце стадии выщелачивания, представляет собой гидросульфид натрия или сульфид натрия.According to another embodiment of the invention, the reducing agent that is fed at the end of the leaching step is sodium hydrosulfide or sodium sulfide.

В соответствии с еще одним примером реализации данного изобретения восстановительный агент,In accordance with another example implementation of the present invention, a reducing agent,

- 1 017095 который подают в конце стадии выщелачивания, представляет собой медно-сульфидный концентрат.- 1 017095 which is fed at the end of the leaching stage, is a copper sulfide concentrate.

Для способа по данному изобретению является характерным, что в начале выщелачивания в растворе содержится как минимум 0,1 г/л железа и по меньшей мере 10 мг/л меди.It is characteristic of the method of this invention that at the beginning of leaching, the solution contains at least 0.1 g / l of iron and at least 10 mg / l of copper.

Существенные характерные особенности данного изобретения станут очевидными из прилагаемой формулы изобретения.The salient features of this invention will become apparent from the appended claims.

Подробное описание изобретенияDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

В способе по данному изобретению сульфидно-медный концентрат, содержащий цинк, направляют на выщелачивание, с целью выщелачивания из концентрата такого количества цинка, чтобы концентрат стал пригоден для пирометаллургической переработки. Выщелачивание основано на сульфате и протекает в атмосферных условиях. Атмосферные условия подразумевают, что выщелачивание проходит в реакторах без избыточного давления и при температуре, которая не превышает 105°С. Медно-сульфидный концентрат представляет собой в основном первичный сульфид меди, например, халькопирит, и не содержит в существенной степени вторичных сульфидов. Халькопирит существенно не растворяется при условиях, в которых цинк выщелачивают из концентрата.In the method according to this invention, the sulfide-copper concentrate containing zinc is sent for leaching, in order to leach from the concentrate such an amount of zinc so that the concentrate becomes suitable for pyrometallurgical processing. Leaching is based on sulfate and occurs under atmospheric conditions. Atmospheric conditions imply that leaching takes place in reactors without excessive pressure and at a temperature that does not exceed 105 ° C. The copper sulfide concentrate is primarily primary copper sulfide, for example, chalcopyrite, and does not substantially contain secondary sulfides. Chalcopyrite does not substantially dissolve under conditions in which zinc is leached from the concentrate.

Медно-сульфидный концентрат, содержащий цинк, подают в раствор, содержащий серную кислоту, в котором концентрацию кислоты регулируют так, что в конце выщелачивания она составляет в диапазоне от 0 до 100 г/л, предпочтительно от 5 до 25 г/л. В начале выщелачивания в раствор подают окислительный агент; причем указанный агент представляет собой, например, окислительный газ, такой как воздух, воздух, обогащенный кислородом, или кислород. Окислительный агент может также и не быть газом, а представлять собой, например, пероксид водорода, перманганат калия или оксид марганца.The copper sulfide concentrate containing zinc is fed into a solution containing sulfuric acid, in which the acid concentration is adjusted so that at the end of leaching it is in the range from 0 to 100 g / l, preferably from 5 to 25 g / l. At the beginning of leaching, an oxidizing agent is fed into the solution; wherein said agent is, for example, an oxidizing gas, such as air, oxygen enriched air, or oxygen. The oxidizing agent may also not be a gas, but may be, for example, hydrogen peroxide, potassium permanganate or manganese oxide.

Для выщелачивания также является преимуществом, если содержащий кислоту раствор содержит небольшое количество растворенных железа и меди. Достаточное количество железа позволяет растворять цинк с достаточной скоростью, то есть улучшает кинетику растворения. Предпочтительно присутствует по меньшей мере 0,1 г/л железа, обычно свыше 5 г/л. В растворе присутствует по меньшей мере 10 мг/л меди. Присутствующая в растворе медь катализирует окисление железа. Окисленное железо принимает участие в растворении цинка в соответствии с приведенной ниже реакцией (2):For leaching, it is also advantageous if the acid-containing solution contains a small amount of dissolved iron and copper. A sufficient amount of iron allows zinc to dissolve at a sufficient rate, that is, it improves the kinetics of dissolution. Preferably, at least 0.1 g / L of iron is present, usually above 5 g / L. At least 10 mg / L of copper is present in the solution. The copper present in the solution catalyzes the oxidation of iron. Oxidized iron is involved in the dissolution of zinc in accordance with the following reaction (2):

2РеЗО₄ + Н2ЗО4 + 0,5О₂ - Ре₂(ЗО₄)₃ + Н₂О (1)2ReZO ₄ + Н2ЗО4 + 0.5О ₂ - Re ₂ (ЗО ₄ ) ₃ + Н ₂ О (1)

Ζηβ + Ре₂(ЗО₄)₃ ·* Ζη3Ο₄ + 2РеЗО₄ + 3 (2)Ζηβ + Pe ₂ (ZO ₄ ) ₃ * * Ζη3Ο ₄ + 2 ReZO ₄ + 3 (2)

В ходе проведенных испытаний было обнаружено, что во время растворения цинка растворение меди является, тем не менее, достаточно незначительным. Однако растворение меди не является проблемой, так как в конце выщелачивания ее снова осаждают.In the course of the tests, it was found that during the dissolution of zinc, the dissolution of copper is, however, quite insignificant. However, the dissolution of copper is not a problem, since at the end of leaching it is precipitated again.

Окислительно-восстановительный потенциал при выщелачивании регулируют так, что в начале выщелачивания концентрация меди в растворе составляет по меньшей мере 10 мг/л, а в конце выщелачивания медь в растворе отсутствует.The redox potential during leaching is regulated so that at the beginning of leaching, the concentration of copper in the solution is at least 10 mg / l, and at the end of leaching, there is no copper in the solution.

Характерной особенностью способа селективного выщелачивания по данному изобретению является то, что ход выщелачивания отслеживают так, чтобы регулировать концентрацию кислоты в растворе, которая в конце выщелачивания должна находиться в желаемых пределах. В то же время определяют количество окислительного агента, необходимое для растворения цинка, и подают его в реактор выщелачивания в начале выщелачивания. Реактор выщелачивания предпочтительно представляет собой реактор с перемешиванием. После того, как добавлено необходимое количество окислительного агента, реакции продолжают протекать, даже если подача окислителя прекращена. Когда содержание цинка в концентрате снижается до желаемого уровня, также может быть растворена часть меди. Растворенную медь осаждают в конце выщелачивания с помощью какого-либо восстанавливающего агента. Восстанавливающий агент может быть твердым, жидким или газообразным, таким как сероводород. Другими восстанавливающими агентами являются, например, гидросульфид натрия ЫаН8, сульфид натрия Ыа₂8 или сам по себе медно-сульфидный концентрат, который действует как слабый восстановитель. В результате выщелачивания получают медный концентрат с содержанием цинка, который является приемлемо низким для пирометаллургической переработки концентрата. Раствор сульфата цинка перерабатывают желаемым способом с целью получения коммерческого продукта.A characteristic feature of the method of selective leaching according to this invention is that the leaching progress is monitored so as to regulate the concentration of acid in the solution, which at the end of leaching should be within the desired range. At the same time, the amount of oxidizing agent needed to dissolve the zinc is determined, and it is fed to the leach reactor at the beginning of the leach. The leach reactor is preferably a stirred reactor. After the necessary amount of oxidizing agent has been added, the reactions continue to proceed even if the supply of the oxidizing agent is stopped. When the zinc content in the concentrate decreases to the desired level, a portion of the copper can also be dissolved. Dissolved copper is precipitated at the end of leaching using any reducing agent. The reducing agent may be solid, liquid or gaseous, such as hydrogen sulfide. Other reducing agents are, for example, sodium hydrosulfide YaN8, sodium sulphide Na _{2 August} itself or copper-sulphide concentrate which acts as a weak reducing agent. Leaching yields a copper concentrate with a zinc content that is reasonably low for pyrometallurgical processing of the concentrate. The zinc sulfate solution is processed in the desired manner in order to obtain a commercial product.

Задачей является сохранение общего времени и затрат на выщелачивание в условиях переработки на максимально жизнеспособном в экономическом отношении уровне. Таким образом, принимают во внимание длительное время выщелачивания, обусловленное медленно действующим восстановителем, а с другой стороны - возможно, более высокую стоимость быстро действующего восстановителя, а также потребление реагентов (то есть зависимость времени от потребления реагентов).The objective is to save the total time and cost of leaching in the conditions of processing at the most economically viable level. Thus, the long leaching time due to the slow acting reducing agent is taken into account, and on the other hand, the possibly higher cost of the fast acting reducing agent, as well as the consumption of reagents (i.e., the dependence of time on the consumption of reagents).

ПримерыExamples

Пример 1. Медно-сульфидный концентрат выщелачивали в реакторе, объемом 10 л. Концентрат состоял из следующих минералов: СиРе8₂, Те8₂, Ζηδ. Размер частиц концентрата составлял б₀,₅=10мкм и бо,9⁼35мкм. Состав концентрата был следующим.Example 1. A copper sulfide concentrate was leached in a 10 L reactor. The concentrate consisted of the following minerals: CuPe8 ₂ , Te8 ₂ , Ζηδ. The particle size of the concentrate was b ₀ , ₅ = 10 μm and bo, 9 ⁼ 35 μm. The composition of the concentrate was as follows.

Таблица 1Table 1

Си, % C% Ζη, % Ζη,% Ре, % Re,% РЬ, % Pb% 3, % 3% р-р. % rr % 18,4 18,4 7,3 7.3 28,4 28,4 1,5 1,5 40,0 40,0 2,3 2,3

- 2 017095- 2 017095

Выщелачивание проводили при атмосферном давлении и температуре 95°С; время выщелачивания составляло 9 ч. Раствор содержал 9,6 г/л двухвалентного железа и 1 г/л меди. Содержание твердых веществ в растворе составляло 200 г/л, и в начале выщелачивания концентрация Н₂§О₄ в растворе составляла 50,8 г/л. Применяемым содержащим кислород газом был кислород, который подавали в реактор в течение 3 ч, после чего подача была прекращена. Для восстановления применяли свежий концентрат, и в реактор подавали 1,1 кг через 6-7 ч с начала проведения испытания. Как показано в нижеприведенной табл. 2, содержание цинка в концентрате снизилось до значения 1,4%, а содержание меди повысилось до 21,4%. В соответствии с расчетом баланса потери меди при выщелачивании составили менее 10%.Leaching was carried out at atmospheric pressure and a temperature of 95 ° C; the leaching time was 9 hours. The solution contained 9.6 g / l of ferrous iron and 1 g / l of copper. The solids content in the solution was 200 g / l, and at the beginning of leaching, the concentration of H ₂ §O ₄ in the solution was 50.8 g / l. The oxygen-containing gas used was oxygen, which was fed into the reactor for 3 hours, after which the supply was stopped. For reconstitution, fresh concentrate was used, and 1.1 kg was fed into the reactor 6-7 hours after the start of the test. As shown in the table below. 2, the zinc content in the concentrate decreased to a value of 1.4%, and the copper content increased to 21.4%. According to the calculation of the balance, the loss of copper during leaching was less than 10%.

Результаты показывают, что концентрат действует как медленный восстановитель, и если продолжать выщелачивание, то медь может снова постепенно осаждаться. Концентрат, без сомнения, является наиболее эффективным в отношении стоимости восстанавливающим агентом, если восстановление можно проводить в течение длительного периода времени. Окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) измеряли на Р1 электродах в сравнении с электродами Ад/АдС1.The results show that the concentrate acts as a slow reducing agent, and if leaching continues, copper can again gradually precipitate. A concentrate is without a doubt the most cost-effective reducing agent if recovery can be carried out over a long period of time. The redox potential (ORP) was measured on P1 electrodes in comparison with Ad / AdC1 electrodes.

Таблица 2table 2

Раствор Solution Концентрат Concentrate Время, ч Time, h Ее⁰*, г/лIts ⁰ *, g / l Си, г/л Si, g / l Ее , г/л Her g / l Ζη, г/л Ζη, g / l Н₂ЗО₄, г/лН ₂ ЗО ₄ , g / l ОВП, мВ ORP, mV Си, % Si % Ре, % Re,% РЬ, % Pb % Ζη, % Ζη, % 3, % 3 % 0 0 0,53 0.53 1,0 1,0 9,6 9.6 0,0 0,0 50,8 50.8 412 412 18,4 18,4 28,4 28,4 1,5 1,5 7,3 7.3 40,0 40,0 1 one 0,90 0.90 4,9 4.9 13,6 13.6 9,4 9,4 29,3 29.3 424 424 20,0 20,0 31,6 31.6 2,0 2.0 3,3 3.3 44,6 44.6 3 3 2,58 2,58 8,4 8.4 16,5 16.5 12,1 12.1 14,2 14.2 433 433 18,3 18.3 31,3 31.3 2,6 2.6 1,5 1,5 46,8 46.8 5,5 5.5 1,19 1.19 7,8 7.8 17,2 17,2 13.4 13.4 15,8 15.8 401 401 19,4 19,4 32,3 32,3 1,7 1.7 1,0 1,0 46,0 46.0 9 nine 0,82 0.82 4,3 4.3 18,5 18.5 19 nineteen 32 32 396 396 21,4 21,4 31,9 31.9 1,9 1.9 1.4 1.4 46,1 46.1

Пример 2. В этом испытании состав выщелачиваемого концентрата был таким же, как в примере 1, также как и реактор для выщелачивания, давление и температура выщелачивания. Время выщелачивания составляло 11 ч. Раствор содержал 52,5 г/л серной кислоты, 9,8 г/л двухвалентного железа и 1,1 г/л меди. Окисление раствора было остановлено через 1 ч, и в качестве восстанавливающего газа был добавлен сероводород между 10 и 11 ч. Содержание цинка в концентрате снизилось до значения 1,0%, а содержание меди возросло до значения 20,6%. Восстановление привело к осаждению всей растворенной меди, так что не происходило потерь меди. Ход выщелачивания показан в табл. 3.Example 2. In this test, the composition of the leachable concentrate was the same as in example 1, as well as the reactor for leaching, pressure and temperature of leaching. The leaching time was 11 hours. The solution contained 52.5 g / L sulfuric acid, 9.8 g / L ferrous iron and 1.1 g / L copper. The oxidation of the solution was stopped after 1 hour, and hydrogen sulfide between 10 and 11 hours was added as the reducing gas. The zinc content in the concentrate decreased to 1.0%, and the copper content increased to 20.6%. Recovery led to the precipitation of all dissolved copper, so that there was no loss of copper. The leaching progress is shown in table. 3.

Из табл. 3 видно, что при завершении окисления окислительно-восстановительный потенциал быстро снижался от уровня 406 мВ до уровня 390 мВ. Перед введением восстановителя это значение составляло 330 мВ и быстро снизилось до значения 86 мВ, когда начали вводить восстановитель. Конечное значение 207 мВ указывает на то, что вместе с добавочной водой, возможно, был введен кислород. Также из таблицы видно, что было бы достаточно ввести и меньшее количество восстанавливающего газа, поскольку растворенная медь высадилась, как только начали подавать восстанавливающий газ.From the table. Figure 3 shows that, upon completion of oxidation, the redox potential rapidly decreased from a level of 406 mV to a level of 390 mV. Before the introduction of the reducing agent, this value was 330 mV and quickly decreased to a value of 86 mV when the reducing agent was introduced. A final value of 207 mV indicates that oxygen may have been added along with additional water. It can also be seen from the table that it would be sufficient to introduce a smaller amount of reducing gas, since dissolved copper precipitated as soon as the reducing gas began to be supplied.

Таблица 3Table 3

Раствор Solution Концентрат Concentrate Время, ч Time, h ГеЛ г/л Gel g / l Си, г/л Si, g / l Ге²⁺, г/лGe ²⁺ , g / l Ζη, г/л Ζη, g / l Н₂5О₄, г/лH ₂ 5O ₄ , g / l ОВП, мВ ORP, mV Си, % Si % ф 11 «5⁴ f 11 "5 ⁴ РЬ, % Pb % Ζη, % Ζη, % 8, % 8, % 0 0 0,4 0.4 1,1 1,1 9,8 9.8 0,0 0,0 52,5 52,5 510 510 18,4 18,4 28,4 28,4 1,5 1,5 7,3 7.3 40,0 40,0 1,0 1,0 0,6 0.6 4,2 4.2 14,1 14.1 11,0 11.0 48,5 48.5 406 406 19,6 19.6 30,3 30.3 1,6 1,6 2,3 2,3 46,3 46.3 2,0 2.0 0,3 0.3 3,4 3.4 15,0 15.0 12,2 12,2 42,0 42.0 390 390 20,4 20,4 30,2 30,2 1,7 1.7 2,1 2.1 46,2 46.2 3,0 3.0 0,3 0.3 2,9 2.9 15,5 15,5 12,9 12.9 44,0 44.0 386 386 20,4 20,4 30,0 30,0 1,7 1.7 1,7 1.7 44,6 44.6 4,0 4.0 0,3 0.3 2,4 2,4 15,6 15.6 13,2 13,2 47,0 47.0 383 383 5,0 5,0 0,3 0.3 1.8 1.8 16,1 16.1 13,9 13.9 44,3 44.3 384 384 6,0 6.0 0,3 0.3 1,5 1,5 16,7 16.7 14,5 14.5 44,8 44.8 383 383 21,3 21.3 29,3 29.3 1,3 1.3 1,2 1,2 46,1 46.1 8,0 8.0 0,4 0.4 0,4 0.4 16,7 16.7 14,5 14.5 46,0 46.0 370 370 21,8 21.8 29,3 29.3 1,4 1.4 1,0 1,0 46,6 46.6 10,0 10.0 о,1 oh 1 0,03 0,03 16,4 16,4 14,3 14.3 43,7 43.7 330 330 22,1 22.1 29,5 29.5 1,5 1,5 1,0 1,0 44,7 44.7 10,2 10,2 0,03 0,03 0,001 0.001 16,5 16.5 14,4 14,4 86 86 10,5 10.5 0,03 0,03 0,001 0.001 16,6 16.6 14,3 14.3 97 97 11,0 11.0 0,03 0,03 0,001 0.001 14,9 14.9 12,7 12.7 40,7 40.7 207 207 20,6 20.6 30,1 30.1 1,5 1,5 1,0 1,0 47,4 47.4

Пример 3. Состав выщелачиваемого концентрата в данном испытании приведен в табл. 4. Таблица 4Example 3. The composition of the leachable concentrate in this test are given in table. 4. Table 4

Си, % C% Ζη, % Ζη,% Ре, % Re,% РЬ, % Pb% 8, % 8, % НПаодн. р-р» % One rr "% 18,5 18.5 10,0 10.0 27,1 27.1 1,4 1.4 40,0 40,0 0,2 0.2

Реактор для выщелачивания, давление и температура выщелачивания были такими же, как и в примерах 1 и 2. Время выщелачивания составляло 12 ч. В начале раствор содержал 51,4 г/л серной кислоты, 9,1 г/л двухвалентного железа и 0,9 г/л меди. Окисление раствора было прекращено через 4 ч, и междуThe leach reactor, pressure and leach temperature were the same as in examples 1 and 2. The leach time was 12 hours. At the beginning, the solution contained 51.4 g / l of sulfuric acid, 9.1 g / l of ferrous iron and 0, 9 g / l of copper. The oxidation of the solution was stopped after 4 hours, and between

- 3 017095- 3 017095

11,5 и 12 ч был введен сероводород в качестве восстанавливающего газа. Содержание цинка в концентрате снизилось до уровня 1,4%, а содержание меди возросло до уровня 21,7%. В ходе восстановления вся растворенная медь была осаждена, так что потери меди отсутствовали. Ход выщелачивания показан в табл. 5.At 11.5 and 12 hours hydrogen sulfide was introduced as a reducing gas. The zinc content in the concentrate decreased to 1.4%, and the copper content increased to 21.7%. During the recovery, all dissolved copper was precipitated, so that there was no loss of copper. The leaching progress is shown in table. 5.

Таблица 5Table 5

Раствор Solution Концентрат Concentrate Время, ч Time, h Ге , г/л Ge g / l Си, г/п C / g ЁёГ г/л YOG g / l Ζη. г/л Ζη. g / l Н₂5О₄, г/лH ₂ 5O ₄ , g / l ОВП, мВ ORP, mV Си, % C% Ре, % Re % РЬ, % Pb % Ζη, % Ζη, % 5, % 5, % 0 0 0,4 0.4 0,9 0.9 9,5 9.5 0,0 0,0 51,4 51,4 361 361 18,5 18.5 27,1 27.1 1.4 1.4 10,0 10.0 40,0 40,0 1 one 0,3 0.3 1,3 1.3 10,3 10.3 6,7 6.7 36,7 36.7 409 409 19,6 19.6 29,0 29.0 1,4 1.4 7,3 7.3 43,0 43.0 2 2 0,4 0.4 2,0 2.0 10,6 10.6 10,4 10,4 27,8 27.8 412 412 19,8 19.8 29,9 29.9 1,5 1,5 5,3 5.3 44,5 44.5 3 3 0,6 0.6 2,9 2.9 11,1 11.1 12,9 12.9 21,0 21.0 414 414 19,7 19.7 29.7 29.7 1,7 1.7 3,9 3.9 43,7 43.7 6 6 0,6 0.6 2,9 2.9 12,4 12,4 16,1 16.1 17,2 17,2 394 394 20,2 20,2 30,0 30,0 1,3 1.3 2,1 2.1 49,6 49.6 8 8 18,2 18.2 387 387 9 nine 0,5 0.5 1,0 1,0 13,4 13,4 18,0 18.0 382 382 21,2 21,2 29,5 29.5 1.3 1.3 1.3 1.3 45,2 45,2 10 10 19,4 19,4 377 377 11,5 11.5 0,4 0.4 0,2 0.2 13,7 13.7 18,7 18.7 366 366 21,7 21.7 29,4 29.4 1,4 1.4 1.1 1.1 46,1 46.1 11,7 11.7 0,1 0.1 0,001 0.001 13,0 13.0 18,3 18.3 177 177 21,9 21.9 30,0 30,0 1,3 1.3 1,1 1,1 46,7 46.7 12 12 0,1 0.1 0,0004 0,0004 13,8 13.8 18,3 18.3 21,8 21.8 279 279 21,7 21.7 29,0 29.0 1,5 1,5 1,4 1.4 46,2 46.2

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯCLAIM

Claims

1. A method of removing zinc from a copper sulfide concentrate to obtain a concentrate suitable for pyrometallurgical extraction of copper, characterized in that the zinc is removed from the concentrate by leaching the concentrate with a solution containing sulfuric acid at atmospheric pressure and a temperature of no higher than 105 ° C, first in oxidizing conditions; and before leaching is completed, a reducing agent is supplied to the leaching stage to precipitate dissolved copper.

2. The method according to claim 1, characterized in that at the end of the leaching stage, the sulfuric acid concentration is controlled in the range from 0 to 100 g / l, preferably from 5 to 25 g / l.

3. The method according to claim 1, characterized in that as the oxidizing agent, a gas is used, which is at least one of the following gases: air; oxygen enriched air and oxygen.

4. The method according to claim 1, characterized in that at least one of the following substances is used as an oxidizing agent: hydrogen peroxide, manganese dioxide and potassium permanganate.

5. The method according to any one of the preceding claims 1 to 4, characterized in that the redox potential is controlled so that at the beginning of leaching the solution contains at least 10 mg / l of copper, and at the end of leaching, there is no copper in the solution.

6. The method according to any one of the preceding claims 1 to 5, characterized in that the reducing agent supplied at the end of the leaching stage is a reducing gas.

7. The method according to claim 6, characterized in that the gas is hydrogen sulfide.

8. The method according to any one of the preceding claims 1 to 5, characterized in that the reducing agent supplied at the end of the leaching stage is sodium hydrosulfide or sodium sulfide.

9. The method according to any one of the preceding claims 1 to 5, characterized in that the reducing agent supplied at the end of the leaching stage is a copper sulfide concentrate.

10. The method according to any one of the preceding claims 1 to 9, characterized in that at the beginning of leaching, the solution contains at least 0.1 g / l of iron and at least 10 mg / l of copper.

Eurasian Patent Organization, EAPO

Russia, 109012, Moscow, Maly Cherkassky per., 2