FI58347C

FI58347C - FOERFARANDE FOER UTVINNING AV KOPPAR ZINK ELLER NICKEL FRAON EN MALM INNEHAOLLANDE DESSA I FORM AV SULFIDMINERAL FOERENAD MED JAERNSULFID

Info

Publication number: FI58347C
Application number: FI690/73A
Authority: FI
Inventors: Martin Clifford Kuhn; Nathaniel Arbiter
Original assignee: Anaconda Co
Priority date: 1972-03-07
Filing date: 1973-03-06
Publication date: 1981-01-12
Also published as: AU5283573A; AR203454A1; IN139440B; DE2311242C3; FR2175074B1; FR2175074A1; NO133812B; AU472980B2; NL7303112A; IT980494B; RO64661A; JPS5438561B2; BE796324A; JPS4974601A; DE2311242A1; GB1404244A; IE37546B1; TR17677A; NO133812C; ZM4073A1

Description

Ia] LH yiH ΐιΐ'^ΙΙΪ Ι-'-'^- Ι rBl KUUUUTUSJULKAISU 1:07/9 -M (11>UTLÄGGNINe$SKRIPT OÖ047 C (4S) Patentti ayonnetty 1£ Oi 1081 Patent meddelat ^ (s,) Kv.ik.Wa3 C 22 B 3/00 // O 22 B 15/10 SUOMI—FINLAND (21) p^^twetoon* 690/73 06.03.73 'ΓΙ' (23) AlkupMvt—GIWtlMttd^ 06.03.73 (41) Tullut JulklMM — MM* offwtHg Οθ. 09.73Ia] LH YiH ΐιΐ '^ ΙΙΪ Ι -'-' ^ - Ι rBl ANNOUNCEMENT 1: 07/9 -M (11> UTLÄGGNINe $ SKRIPT OÖ047 C (4S) Patent ayonnetty 1 £ Oi 1081 Patent meddelat ^ (s,) Kv .ik.Wa3 C 22 B 3/00 // O 22 B 15/10 FINLAND — FINLAND (21) p ^^ twetoon * 690/73 06.03.73 'ΓΙ' (23) AlkupMvt — GIWtlMttd ^ 06.03.73 (41) ) Tullut JulklMM - MM * offwtHg Οθ. 09.73

Patentti- jm rukisterihallltu* (44) NUKtviksIptnon j» lu>uL|ulk»liun pvm.—Patent and other registered registrar * (44) NUKtviksIptnon j »lu> uL |

Patent· och ragitterttyralaan AmMcm uttagd och mlJikrifteR puMicurad 30.09.80 (32)(33)(31) fnrd«**y «tuoikuut—l^lrd pHorkm 07.03.72 10.Oi*.72, 23.06.72, 27.10.72 USA(US) 232U5U 2k23k0, 265709, 3011*75 (71) The Anaconda Company, 25, Broadway, New York, N.Y., USA(US) (72) Martin Clifford Kuhn, Tucson, Arizona, Nathaniel Arbiter, Tucson,Patent · och ragitterttyralaan AmMcm uttagd och mlJikrifteR puMicurad 30.09.80 (32) (33) (31) fnrd «** y« tosikuut — l ^ lrd pHorkm 07.03.72 10.Oi * .72, 23.06.72, 27.10.72 USA (US) 232U5U 2k23k0, 265709, 3011 * 75 (71) The Anaconda Company, 25, Broadway, New York, NY, USA (US) (72) Martin Clifford Kuhn, Tucson, Arizona, Nathaniel Arbiter, Tucson,

Arizona, USA(US) (7I+) Berggren Oy Ab (51*) Menetelmä kuparin, sinkin tai nikkelin ottamiseksi talteen malmista, joka sisältää näitä rautasulfidiin liittyneen sulfidimineraalin muodossa - Förfarande för utvinning av koppar, zink eller nickel frän en malm innehällande deesa i form av sulfidmineral förenad med järn-sulfidArizona, USA (7I +) Berggren Oy Ab (51 *) Process for the recovery of copper, zinc or nickel from ore containing these in the form of a sulphide mineral associated with iron sulphide - For the recovery of copper from zinc or nickel in the form of a sulphide mineral av sulfidmineral förenad med järn-sulfid

Tavalliseen käytäntöön kuparin, sinkin ja nikkelin talteenotossa niitä sisältävistä sulfidimalmeista kuuluu vaahdotusflotaa-tiotoimituksen suorittaminen malmeille, arvokkaat metallisulfidit sisältävän rikasteen valmistamiseksi ja arvottomien sulfidien sekä silikaattien, aluminaattien ja muiden arvottomien sivukiviaineiden hylkäämiseksi vaahdotusjätteen mukana. Näitä rikasteita käsitellään eri tavoin, riippuen läsnäolevista arvometalleista. Kupari-ja nikkelivaahdotusrikasteet tavallisesti sulatetaan metallisen kuparin ja nikkelin valmistamiseksi, ja sinkkivaahdotusrikasteet pasutetaan oksidiksi ja joko pelkistetään hiilellä (koksilla) tai liotetaan hapolla ja pelkistetään metalliksi elektrolyyttisesti .Common practice in the recovery of copper, zinc and nickel from sulphide ores containing them involves flotation flotation of the ores, production of concentrate containing valuable metal sulphides and disposal of non-valuable sulphides and silicates, aluminates and other non-valuable by-products. These concentrates are treated differently, depending on the precious metals present. Copper and nickel flotation concentrates are usually smelted to produce metallic copper and nickel, and zinc flotation concentrates are roasted to oxide and either reduced with carbon (coke) or soaked with acid and reduced to the metal electrolytically.

Vain harvoin on ehdotettu sulfidirikasteiden välitöntä liotusta liotusliuoksen valmistamiseksi josta arvometalli voidaan ottaa talteen joko suoraan kemiallisesti pelkistämällä tai elektrolyyttisesti. Erään tällaisen menetelmän mukaan, joka on selitetty US-patenteissa 2 576 314, 2 726 934 ja 2 822 263, nikkeli- tai kuparirikasteita liotetaan ammoniakilla ilman 2 58347 läsnäollessa autoklaavissa korkeassa lämpötilassa ja paineessa. Saatua kuparia tai nikkeliä sisältävää liotusliuosta käsitellään autoklaavissa korkeassa lämpötilassa ja paineessa vedyllä tai hiilimonoksidilla nikkelin tai· kuparin saostamiseksi hienojakoisena metallina. Edellä mainittujen US-patenttien mukaista prosessia on menestyksellisesti käytetty verraten arvokkaiden nikkeli-rikasteiden käsittelyyn, mutta se ei ole ollut taloudellisesti tyydyttävä kuparirikasteiden käsittelyssä.Immediately, direct soaking of sulfide concentrates has been proposed to prepare a soaking solution from which the precious metal can be recovered either directly by chemical reduction or electrolytically. According to one such method, described in U.S. Patents 2,576,314, 2,726,934 and 2,822,263, nickel or copper concentrates are soaked in ammonia in the presence of 2,58347 air in an autoclave at high temperature and pressure. The resulting soaking solution containing copper or nickel is treated in an autoclave at high temperature and pressure with hydrogen or carbon monoxide to precipitate nickel or copper as a fine metal. The process of the aforementioned U.S. patents has been successfully used to treat relatively valuable nickel concentrates, but has not been economically satisfactory in the treatment of copper concentrates.

Käsiteltävänä olevissa suomalaisissa patenttihakemuksissa n:ot 689/73, IO8O/73 ja 1155/73 on selitetty uudenlainen menetelmä kupari-, nikkeli- ja sinkkirikas-teiden liottamiseksi vesipitoisella, ammoniakaalisella liuoksella verraten alhaisissa lämpötiloissa ja lähes ilmakehän paineessa. Liotusliuoksen arvometallit otetaan talteen ioninvaihdolla nesteessä ja sen jälkeen elektrolyysillä, tai jollakin muulla sopivalla tavalla.The current Finnish patent applications Nos. 689/73, 1080/73 and 1155/73 describe a new method for soaking copper, nickel and zinc concentrates in an aqueous, ammoniacal solution at relatively low temperatures and near atmospheric pressure. The precious metals in the soaking solution are recovered by ion exchange in the liquid and then by electrolysis, or by some other suitable means.

On myös ehdotettu kuparirikasteiden käsittelyä väkevällä (lähes 100 %) rikkihapolla, metallisulfidien muuttamiseksi sulfaateiksi, jolloin samalla vapautuu jonkin verran alkuainerik-kiä. Näin käsitellyissä rikasteissa oleva kupari otetaan talteen happamana kuparisulfaattiliuoksena, josta se voidaan erottaa jollakin sopivalla tunnetulla tavalla. Tämä menetelmä on tosin teknisesti mahdollinen, mutta ei ole tähän mennessä osoittautunut taloudellisesti käyttökelpoiseksi.It has also been proposed to treat copper concentrates with concentrated (almost 100%) sulfuric acid to convert metal sulfides to sulfates, thereby releasing some elemental sulfur. The copper in the concentrates thus treated is recovered as an acidic copper sulphate solution from which it can be separated in any suitable known manner. Although this method is technically possible, it has so far not proved to be economically viable.

Edellä selitettyjä lukuunottamatta kaikissa ennestään tunnetuissa kaupallisissa prosesseissa arvometallin talteenottami-seksi liottamalla, käytetään rikasteiden pasutusta oksideiksi, (minkä johdosta kehittyy suuria määriä rikkidioksidia) ja näin saadun pasutteen liotusta rikkihapolla tai muulla hapolla. Lukuunottamatta sinkkirikasteiden käsittelyä sinkin elektrolyysi-talteenottoa varten, tällä menetelmällä ei ole todettu olevan taloudellista etua tavanomaiseen sulfidin sulatustekniikkaan verrattuna.Except as described above, in all prior art commercial processes for recovering a precious metal by soaking, roasting of concentrates to oxides (resulting in the evolution of large amounts of sulfur dioxide) and soaking of the resulting roast with sulfuric acid or other acid are used. With the exception of the treatment of zinc concentrates for the electrolysis-recovery of zinc, this method has not been found to have an economic advantage over the conventional sulfide smelting technique.

Esillä oleva kekisintö kohdistuu näin ollen menetelmään kuparin, sinkin tai nikkelin ottamiseksi talteen malmista, joka sisältää näistä raustasulfidiin liittyneen sulfidimineraalin muodossa, jolloin malmia käsitellään vaahdottamalla mineraalin ja siihen liittyneen rautasulfidin primäärisen sulfidirikasteen aikaansaamiseksi ja liuennetaan ammoniumsulfaattia ja ammonium- 5 58347 hydroksidia sisältävällä vesiliuoksella 50-80°C:n lämpötilassa p ja paineessa, joka ei ylitä 0,7 kg/cm vapaan hapen läsnäollessa, ja saatu rikas liuos erotetaan jäljellä olevasta liuennetus-ta primääririkasteesta. Tämän keksinnön mukaan liuennus lopetetaan, kun jäljellä olevassa liuennetussa primääririkasteessa vielä on olennainen määrä liukenematta jäänyttä kuparia, nikkeliä tai sinkkiä, jäljellä olevat liuennetut primääririkasteet saatetaan sen jälkeen alttiiksi toiselle vaahdotukselle sekun-dääririkasteen, joka sisältää kupari-, nikkeli- tai sinkkimine-raaleja, ja ja jätteen aikaansaamiseksi, joka sisältää rautasul-fidia, josta liuennuksessa on poistettu kupari-, nikkeli- ja sinkkimineraaleja. Tällä tavoin suhteellisen arvottomat liukenematta jääneet sulfidit ja muut mineraalit voidaan hyljätä sekun-daariflotaation hylkyjakeen mukana, ja saadaan syntymään sekun-daaririkaste, joka on laadultaan parempaa, jota on vähemmän, ja joka erinomaisesti sopii edelleen käsiteltäväksi. Tätä sekundaa-ririkastetta voidaan, alkuperäisen eli primääririkasteen luonteesta riippuen, käsitellä sulattamalla, uudelleen liottamalla tai jollakin muulla halutulla tekniikalla. Riippumatta siitä, mikä käsittelymenetelmä valitaan, tämä sekundaaririkaste on laadultaan parempaa valittua käsittelyä varten kuin primääririkas-te, ja sen tilavuus primääririkasteeseen verrattuna on niin paljon pienempi, että se vaatii vain verraten pienen käsittelylaitoksen.The present invention therefore relates to a process for recovering copper, zinc or nickel from ore containing these in the form of a sulphide mineral associated with ferrous sulphide, the ore being treated by foaming to obtain a primary sulphide concentrate of the mineral and associated ferrous sulphide and dissolved in ammonium sulphate and ammonium hydroxide At a temperature of p and a pressure not exceeding 0.7 kg / cm in the presence of free oxygen and the resulting rich solution is separated from the remaining dissolved primary concentrate. According to the present invention, dissolution is stopped while the remaining dissolved primary concentrate still contains a substantial amount of undissolved copper, nickel or zinc, the remaining dissolved primary concentrates are then subjected to a second flotation of a secondary primary concentrate containing copper, nickel and nickel or nickel. and to provide a waste containing ferrous sulfide from which copper, nickel and zinc minerals have been removed during dissolution. In this way, relatively insoluble undissolved sulfides and other minerals can be discarded with the secondary fraction of the secondary flotation, and a secondary concentrate of better quality is obtained, which is less, and which is excellently suitable for further processing. This secondary concentrate can, depending on the nature of the original or primary concentrate, be treated by melting, re-soaking or any other desired technique. Regardless of which treatment method is chosen, this secondary concentrate is of better quality for the selected treatment than the primary concentrate, and its volume is so much smaller than that of the primary concentrate that it requires only a relatively small treatment plant.

Liotustoimituksesta poistettu, liukenematta jäänyt kiintoaine, ennen kuin sille suoritetaan mainittu sekundaari vaahto-flotaatio, on pestävä puhtaaksi suurimmasta osasta ammoniakaalista liotusliuosta, esim. suodattamalla ja pesemällä, tai suorittamalla lietteelle vastavirtadekantoimispesu, jossa kiintoaine sakeutetaan ja pestään, ja liotusliuos dekantoidaan eroon kiintoaineesta jatkuvana toimituksena. Pesty ja suodatettu tai sakeutettu kiintoaine siirtyy sekundaariflotaatiotoimitukseen, ja pesuvesi yhdistetään edullisesti liotusliuokseen liuenneen arvo-metallin talteenottokäsittelyä varten.Undissolved solids removed from the soaking supply before being subjected to said secondary foam flotation must be washed free of most of the ammoniacal soaking solution, e.g. The washed and filtered or thickened solid is transferred to a secondary flotation delivery, and the wash water is preferably combined with the soaking solution for recovery treatment of the dissolved precious metal.

" 58347"58347

Liotustoimituksesta saatu kiintoaine voidaan uudelleen liottaa joko ennen tai jälkeen sen rikastamista sekundaarissa flotaatio-toimituksessa. Jos esimerkiksi halutaan saada talteen olennaisesti kaikki liukoinen arvometalli (esim. kupari) primääririkasteesta ja sitten saada talteen olennaisesti liukenematon arvometallisulfidi (esim. molybdeniitti) sekundaaririkasteeseen, saattaa olla suositeltavaa suorittaa liotustoimituksen kiintoainejotteelle, sen jälkeen kun se (esim. dekantoimalla) on erotettu liotusliuoksesta, sekundaari-liotustoimitus liukoisten sulfidien liotuksen saattamiseksi olennaisesti loppuun, ennen kuin liotustoimitusten liukenemattomalle jäännökselle suoritetaan pesu, sakeutus ja sekundaariflotaatiotoimitus. Vaihtoehtoisesti, jos halutaan varmistaa liukoisen arvometallin olennaisesti täydellinen talteensaanti liottamalla ja uudelleen liottamalla ja samalla minimoida sekundaariseen liotukseen joutuvan aineen tilavuus, primääriliotustoimituksen kiintoainejäte voidaan sakeuttaa, pestä ja suorittaa sille sekundaaririkastustoimitus, ja sekundaaririkaste, (jonka tilavuus on huomattavasti pienentynyt rikastusjätteen mukana poistuneiden verraten arvottomien aineiden kuten pyriitin ansiosta) voidaan sitten uudelleen liottaa sekundaariliotustoimituksessa liukoisten metallisulfidien liotuksen saattamiseksi olennaisesti loppuun.The solid from the soaking delivery can be re-soaked either before or after enrichment in the secondary flotation delivery. For example, if it is desired to recover substantially all of the soluble precious metal (e.g., copper) from the primary concentrate and then recover substantially insoluble precious metal sulfide (e.g., molybdenite) to the secondary concentrate, it may be advisable to soak the solid stream after separation (e.g. a soaking operation to substantially complete the soaking of soluble sulfides before the insoluble residue of the soaking operations is washed, thickened and subjected to a secondary flotation operation. Alternatively, if it is desired to ensure substantially complete recovery of the soluble precious metal by soaking and re-soaking while minimizing the volume of material subjected to secondary soaking, the solid leaching solids pyrite) can then be re-soaked in a secondary soak delivery to substantially complete the soak of soluble metal sulfides.

Keksinnön mukaista prosessia voidaan erityisen edullisesti käyttää kuparin sulfidirikasteiden käsittelyyn. Nämä rikasteet sisältävät usein suuren määrän verraten arvottomia sulfideja, kuten pyriit-tiä, olevia hiukkasia, joiden pinta on peittyneenä vain ohuella kerroksella kuparisulfidimineraalia. Tällaista rikastetta voidaan käsitellä keksinnön mukaan suorittamalla sille ammoniakaalinen liotus-toimitus siinä määrin kuin on tarpeen tällaisten pintapäällysteiden (ja edullisesti myös primääririkasteen limakomponenttien sisältämien kuparisulfidimineraalien) liuottamiseksi, mutta ei siinä määrin kuin olisi tarpeen niiden verraten massiivien rikastehiukkasten liuottamiseksi suuressa määrin, jotka koostuvat pääasiassa kuparisulfidimineraa-lista. Tällaisen liotustoimituksen päätyttyä kiinteä jäte pestään ja sakeutetaan ja sille suoritetaan sitten sekundaariflotaatiotoimitus sellaisen sekundaaririkasteen valmistamiseksi, josta ei-toivottavat pyriitti ja lima on olennaisesti saatu poistetuksi. Tämä rikaste vie yleensä paljon vähemmän tilaa ja on laadultaan parempaa kuin primääririkaste. Sitä voidaan mielen mukaan käsitellä sulattamalla tai uudelleen liottamalla.The process according to the invention can be used with particular advantage for the treatment of copper sulphide concentrates. These concentrates often contain a large number of particles of relatively worthless sulfides, such as pyrite, whose surface is covered only with a thin layer of copper sulfide mineral. Such a concentrate can be treated according to the invention by subjecting it to an ammoniacal soaking supply to the extent necessary to dissolve such surface coatings (and preferably also copper sulfide minerals contained in the primary concentrate mucus components), but not to the extent necessary to dissolve relatively large amounts of copper concentrate. list. Upon completion of such a soaking operation, the solid waste is washed and thickened and then subjected to a secondary flotation operation to produce a secondary concentrate from which the undesired pyrite and mucus have been substantially removed. This concentrate usually takes up much less space and is of better quality than the primary concentrate. It can be processed by melting or re-soaking as desired.

Keksinnön mukaista prosessia voidaan käyttää edullisesti myös sekarik&ste.iden kuten kupari-nikkeli- tai kupari-sinkki-sulfidirikas- 5 58347 teiden käsittelyyn. Primääririkasteen kuparis.iseltö, varsinkin se osa, joka on kalkosiittina ja kovelliittina, liukenee jonkin verran helpommin kuin tavalliset sinkki-nikkeli-sulfid[mineraalit. Hain saadaan valmistetuksi primääriliotusliuos, joka on jonkin verran rikastunut kupariin nähden verrattuna nikkeliin tai sinkkiin (joskin se sisältää sekä kuparia että nikkeliä tai sinkkiä), ja liotustoimituksen kiinteästä jäännöksestä saadaan sen sakeuttamisen ja pesun jälkeen sekundaarissa rikastustoimituksessa sulfidirikaste, joka on jonkin verran rikastunut nikkeliin tai sinkkiin nähden ja vastaavasti köyhtynyt kupariin nähden primääririkasteeseen verrattuna. Tällainen primäärin liotusliuoksen rikastuminen kupariin nähden ja sekundaarin rikasteen rikastuminen sinkkiin tai nikkeliin nähden, vaikka se ei ole suurikaan, voi helpottaa primääririkasteen arvometallien erottamista toisistaan.The process according to the invention can also be advantageously used for the treatment of mixed liquids such as copper-nickel or copper-zinc sulphide concentrates. The copper content of the primary concentrate, especially the part which is in the form of chalcosite and covellite, dissolves somewhat more easily than ordinary zinc-nickel sulphide [minerals. The shark is made into a primary soaking solution that is somewhat enriched in relation to copper compared to nickel or zinc (although it contains both copper and nickel or zinc), and after thickening and washing, the solid residue is enriched in a secondary enrichment of nickel or zinc. and correspondingly depleted relative to copper compared to the primary concentrate. Such enrichment of the primary soaking solution with respect to copper and enrichment of the secondary concentrate with respect to zinc or nickel, although not large, may facilitate the separation of the precious metals of the primary concentrate.

Kun liotusliuos sisältää sekä kuparia että joko nikkeliä tai sinkkiä, voidaan tätä liuosta nestemäisillä ioninvaihtimilla kcäsitte-lemällä erottaa kupari ja jättää sinkki tai nikkeli raffinaattiin, josta nämä. arvometallit voidaan ottaa talteen erillään ammoniakista ja ammoniumsulfaatista.When the soaking solution contains both copper and either nickel or zinc, copper can be separated by treating this solution with liquid ion exchangers and leaving the zinc or nickel in the raffinate from which these are. precious metals can be recovered separately from ammonia and ammonium sulfate.

Oheisessa piirustuksessa on esitetty virtauskaaviot keksinnön mukaisen prosessin muutamista vaihtoehtoisista sovellutusmuodoista, sovellettuna primäärin kuparirikasteen käyttöön syöttöaineena. Olennaisesti samaa menetelmävaiheiden sarjaa kuin näissä virtauskaavioissa on esitetty, voidaan soveltaa myös primääreihin nikkeli- ja sinkki-rikasteisiin.The accompanying drawing shows flow diagrams of a few alternative embodiments of the process of the invention applied to the use of a primary copper concentrate as a feedstock. Substantially the same set of process steps as shown in these flow diagrams can also be applied to primary nickel and zinc concentrates.

Kuvio 1 on virtauskaavio keksinnön sovellutusrnuodosta, jossa sekundaari vaahdotustoimitus suoritetaan sekundaarin liotustoimituk-sen kiinteälle jäännökselle. Kuvio 2 on virtauskaavio keksinnön sovellutusrnuodosta, jossa sekundaari vaahdotustoimitus suoritetaan primäärin liotustoimituksen kiinteälle jäännökselle ja jossa sekundaari rikaste liotetaan uudelleen sen sulfidina olevan arvometallin talteen-ottamiseksi, ja kuvio 3 on virtauskaavio keksinnön sovellutusrnuodosta, jossa vain osa kuparista erotetaan primääririkasteesta liottamalla ja liotustoimituksen kiinteälle jäännökselle suoritetaan sekundaari flotaatiotoimitus paremman rikasteen valmistamiseksi sulatusta varten.Figure 1 is a flow chart of an embodiment of the invention in which a secondary flotation delivery is performed on a solid residue from a secondary soaking delivery. Fig. 2 is a flow chart of an embodiment of the invention in which a secondary flotation operation is performed on a solid residue from a primary soaking supply and in which the secondary concentrate is re-soaked to recover its sulfide precious metal; flotation delivery to make a better concentrate for smelting.

Kuvion 1 virtauskaavioon on hahmoteltu keksinnön sovellutus-muoto, joka sopii primäärin kuparirikasteen käsittelyyn, joka arvo-aineinaan sisältää pääasiassa kuparin sulfidirrineraaleja (esim. kaiko-siittia, kalkopyriittiä, kosselliitt ia, borniittia jne.) sekä pieni", määriä jalometalleja kuten hopeaa ja kultaa ja lisiksi pienen määrän 6 58347 sellaisia muita arvosulfideja kuin molybdeniittiä ja ehkä lyijykiil-lettä. Kuvion 1 mukaisessa prosessissa suurin osa kuparista (esim.The flow chart of Figure 1 outlines an embodiment of the invention suitable for treating a primary copper concentrate containing mainly copper sulfide rinerals (e.g., caicosite, chalcopyrite, cosellite, bornite, etc.) and small amounts of precious metals such as silver and gold. and in addition a small amount of 6,583,447 value sulfides other than molybdenite and possibly lead wedge In the process of Figure 1, most of the copper (e.g.

95 % tai enemmän) otetaan talteen liottamalla, ja pieni osa kuparista yhdessä muiden arvometallien kanssa otetaan talteen sekundaariin flotaa-tiorikasteeseen.95% or more) is recovered by soaking, and a small portion of the copper, along with other precious metals, is recovered in the secondary flotation concentrate.

Primääririkaste lietetään ensiksi kierrätettyyn ammoniumsul-faatin vesiliuokseen, joka sisältää pienen määrän vapaata ammoniakkia. Kiintoaineen suhde nesteeseen ei ole kriittinen, mutta voi olla 10-20, esimerkiksi 15 paino-#. Ammoniakin tai ammoniumsulfaatinkaan pitoisuus lietteen muodostuksessa ei ole kriittinen. Ammoniumsulfaattia syntyy prosessin aikana, ja ammoniakkia lisätään liotustoimituksen aikana, joten lietteen muodostukseen voidaan käyttää kierrätysnestettä olkoonpa sen ammoniumsulfaattipitoisuus mikä tahansa.The primary concentrate is first slurried in a recycled aqueous ammonium sulfate solution containing a small amount of free ammonia. The ratio of solid to liquid is not critical, but may be 10-20, for example 15 wt.%. The concentration of ammonia or ammonium sulfate in the formation of the slurry is not critical. Ammonium sulfate is generated during the process, and ammonia is added during the soaking delivery, so recycled liquid, regardless of its ammonium sulfate content, can be used to form the slurry.

Liete toimitetaan sitten primääriin liotusvaiheeseen, joka mieluimmin suoritetaan siten kuin edellä mainitussa suomalaisessa patenttihakemuksessa n:o 689/73 on selitetty. Tämän mukaan liete johdetaan erillisten, suljettujen liotusastioiden muodostaman sarjan läpi, joissa jokaisessa paine on alle 0,7 aty, mieluimmin alle 0,6 aty, ja lämpötila on 50-80°C. Lämpötila on lähellä tämän alueen alarajaa sarjan ensimmäisessä astiassa ja nousee muutamia asteita C jokaisessa seuraavassa astiassa. Lietettä hämmennetään voimakkaasti jokaisessa astiassa samalla kun jokaiseen astiaan syötetään happea, samalla myös syöttäen ammoniakkia ainakin sarjan ensimmäiseen tai muutamaan ensimmäiseen astiaan. Syötetyn ammoniakin määrä on korreloitu lietteen lämpötilan kanssa siten, että vesihöyryn ja ammoniakin osapaineiden sumina on ainakin muutamia ilmakehän kymmenesosia (esim.The slurry is then delivered to the primary soaking step, which is preferably carried out as described in the above-mentioned Finnish patent application No. 689/73. Accordingly, the slurry is passed through a series of separate, closed soaking vessels, each having a pressure of less than 0.7 aty, preferably less than 0.6 aty, and a temperature of 50-80 ° C. The temperature is close to the lower limit of this range in the first vessel of the series and rises a few degrees C in each subsequent vessel. The slurry is vigorously agitated in each vessel while feeding oxygen to each vessel, while also feeding ammonia to at least the first or a few first vessels in the series. The amount of ammonia fed is correlated with the temperature of the slurry so that the sum of the water vapor and the partial pressures of ammonia is at least a few tenths of the atmosphere (e.g.

0»35-0,6 at) järjestelmän kokonaispainetta - joka ei ylitä 0,7 aty -pienempi. Tämän paine-eron täyttää syötetty happi. Halutuissa lämpötiloissa se määrä ammoniakkia, joka voidaan syöttää järjestelmään ylittämättä mainittua rajaa, vastaa lietteen pH-arvoa, joka on välillä 9-11.0 »35-0.6 at) total system pressure - not exceeding 0.7 aty - lower. This pressure difference is filled by the oxygen supplied. At the desired temperatures, the amount of ammonia that can be fed into the system without exceeding said limit corresponds to a pH of the slurry between 9-11.

Liotusreaktio edistyy nopeasti ja eksotermisesti sarjan ensimmäisessä tai muutamassa ensimmäisessä astiassa, ja halutun lämpötilan säilyttäminen saattaa vaatia lietteen jäähdyttämistä jäähdytyskieru-koilla tai astiaa ympäröivän jäähdytysvaipan avulla. Viimeisessä tai muutamassa viimeisessä astiassa, joissa liotus edistyy hitaammin, tullaan tavallisesti toimeen edellisistä astioista syötetyn ammoniakin avulla, niin että ammoniakkia ei tarvitse lisätä sarjan muutamaan viimeiseen astiaan. Voi myös olla tarpeen tuoda jonkin verran lämpöä lietteeseen lämmityskierukoiden tai lämraitysvaipan avulla halutun lämpötilan pysyttämiseksi näissä astioissa.The soaking reaction proceeds rapidly and exothermically in the first or first few vessels of the series, and maintaining the desired temperature may require cooling the slurry with cooling coils or a cooling jacket surrounding the vessel. In the last or the last few vessels, where the soaking progresses more slowly, the ammonia fed from the previous vessels is usually handled, so that there is no need to add ammonia to the last few vessels in the series. It may also be necessary to introduce some heat into the slurry by means of heating coils or a heating mantle to maintain the desired temperature in these vessels.

7 583477 58347

Happea (mieluimmin kaupallisesti puhdasta happea) lisätään sarjan kaikkiin astioihin, ja kuten edellä on mainittu, lämpötila ja lietteen ammoniakkipitoisuus kussakin astiassa asetellaan niin, että ammoniakin, vesihöyryn ja inerttien kaasujen osapaineiden summa on ainakin noin 0,35 aty pienempi kuin järjestelmän kokonaispaine, niin että lietteen päällisessä ilmakehässä kussakin astiassa, tulee olemaan ainakin tämä 0,35 aty hapen paine.Oxygen (preferably commercially pure oxygen) is added to all vessels in the series and, as mentioned above, the temperature and ammonia content of the slurry in each vessel are adjusted so that the sum of ammonia, water vapor and inert gas partial pressures is at least about 0.35 aty less than total system pressure. in the supernatant atmosphere of the slurry in each vessel, there will be at least this 0.35 aty oxygen pressure.

Lietettä kussakin astiassa hämmennetään voimakkaasti, ja lietteen pinnan yläpuolisen ilmakehän happea kussakin astiasssa kierrätetään voimakkaasti melko syvälle pinnan alapuolelle. Tämä hämmennys ja voimakas hapen kierrätys voidaan molemmat saada aikaan kuhunkin lio-tusastiaan asennetulla sopivalla, voimakkaalla alailmastuspotkurilla.The sludge in each vessel is vigorously agitated, and the oxygen from the atmosphere above the surface of the sludge in each vessel is vigorously circulated quite deep below the surface. This agitation and intense oxygen recirculation can both be achieved with a suitable, powerful lower aeration propeller mounted on each soaking vessel.

Primääriliotus voi kestää 3-6 tuntia, tyypillisesti 5 tuntia, jotta liete ehtii kulkea viiden liotusastian muodostavan sarjan läpi. Tämän ajan kuluessa suurin osa helpommin liukenevista kuparin sulfidi-mineraaleista (esim. kalkosiitti ja kovelliitti) liukenee, ja myös ainakin jonkin verran vaikeammin liukoisia mineraaleja (esim. borniit-tia, kalkopyriittiä ja enargiittia). Kupari menee liuokseen kupari-ammoniumsulfaattina. Huomattava osa vaikeammin liukoisista kupari-mineraaleista ja olennaisesti kaikki molybdeniitti ja pyriitti jäävät liukenematta. Samoin mahdollisesti läsnäoleva lyijykiille (lyijy-sulfidi) jää liotusjäännökseen joko lyijykiilteenä tai jonakin sen muuttumistuotteena. Primääriliotustoimitulcsen jälkeen kiintoaineesta erotetaan suurimmaksi osaksi kuparipitoinen liotusliuos dekantoimalla sakeuttimessa, ja kupariliuos johdetaan sen kuparisisällön talteen-ottokäsittelyyn. Sakeutettu kiintoaine lietetään uudelleen kierrätettyyn ammoniumsulfaattiliuokseen ja johdetaan sekundaariin liotuskä-sittelyyn, joka suoritetaan jokseenkin samoin kuin primääriliotus, paitsi tavallisesti yhdessä ainoassa suljetussa liotusastiassa tai mahdollisesti kahden astian sarjassa. Lämpötila pysytetään tällöin 65-80°C:ssa (jopa 90°C:ssa jos käsitellään nikkeli- tai sinkkirikas-teita), ja sekä ammoniakkia että happea johdetaan lietteeseen. Nytkin ammoniakkipitoisuus kuitenkin pidetään niin alhaisena,että sen osapai-neen ja vesihöyryn osapaineen summa on ainakin muutamia (0,35-0,6 aty) kymmenesosa-at alempi kuin järjestelmän kokonaispaine, joka puolestaan ei ylitä 0,7 aty ja on mieluimmin alle 0,6 aty. Sekundaariliotuksen vaatima aika on tyypillisesti noin 6 tuntia. Samoin kuin primääri-liotuksessa, lietettä hämmennetään sekundaariliotuksessakin voimakkaasti säiliössä (tai säiliöissä), ja happea kierrätetään voimakkaasti lietteen pinnan yläpuolisesta atmosfääristä melko syvälle lietteen pinnan alle.The primary soaking can take 3 to 6 hours, typically 5 hours, to allow the slurry to pass through a series of five soaking vessels. During this time, most of the more soluble copper sulfide minerals (e.g., chalcosite and covellite) dissolve, and also at least some of the less sparingly soluble minerals (e.g., bornite, chalcopyrite, and enargite). Copper enters the solution as copper ammonium sulfate. A significant proportion of the less soluble copper minerals and essentially all of the molybdenite and pyrite remain insoluble. Likewise, any lead mica (lead sulphide) present in the soaking residue remains either as lead mica or one of its transformation products. After the primary leaching operation, most of the copper-containing soaking solution is separated from the solid by decantation in a thickener, and the copper solution is passed to a recovery of its copper content. The thickened solid is reslurried in the recycled ammonium sulfate solution and subjected to a secondary soaking treatment that is performed in much the same way as the primary soaking, except usually in a single closed soaking vessel or possibly a series of two vessels. The temperature is then maintained at 65-80 ° C (up to 90 ° C if nickel or zinc concentrates are treated), and both ammonia and oxygen are introduced into the slurry. Even now, however, the ammonia content is kept so low that the sum of its partial pressure and water vapor partial pressure is at least a few (0.35-0.6 aty) tenths lower than the total system pressure, which in turn does not exceed 0.7 aty and is preferably less than 0 , 6 aty. The time required for secondary soaking is typically about 6 hours. As with primary soaking, sludge is strongly agitated in the secondary soaking in the tank (or tanks), and oxygen is circulated strongly from the atmosphere above the surface of the sludge quite deep below the surface of the sludge.

s 58347s 58347

Sekundaariliotuksen päättyessä suurin osa alkuperäisen syötetyn priraääririkasteen kuparisisällöstä on liuennut, niin että liukenematta on jäänyt vain olennaisesti liukenemattomat sulfidit kuten pyriitti, molybdeniitti, lyijykiille tai sen liukenemattomat reaktiotuotteet, ja ehkä 1-5 % alkuperäisestä kuparisisällöstä, enimmäkseen vaikealiukoisina sulfideina kuten enargiittina. Alunperin mahdollisesti läsnä-ollut pyrrotiittikin jää suurimmaksi osaksi liukenematta. Ja tietenkin sellaiset sivumineraalit kuin kvartsi ja alumiini- ja magnesium-silikaatit , joita ehkä on sisältynyt primääririkasteeseen jäävät liukenematta .At the end of the secondary leaching, most of the copper content of the original feed primary concentrate has dissolved, leaving only substantially insoluble sulfides such as pyrite, molybdenite, lead mica or its insoluble reaction products, and perhaps 1-5% of the original copper content, such as most of the original copper content. Even the pyrrhotite that may have been originally present remains largely insoluble. And, of course, side minerals such as quartz and aluminum and magnesium silicates that may have been included in the primary concentrate remain insoluble.

Sekundääriliotustoimituksesta poistuva liete pestään vastavirtaan dekantoimalla, kiintoaineen erottamiseksi liotusliuoksesta ja sakeutetun pestyn massan muodostamiseksi liukenematta jääneestä kiintoaineesta . Sekundaariliotusliuos-yhdistetään primääriliotusliuokseen siihen liuenneena olevan arvometallin talteenottamista varten, ja sakeutettu, pesty kiintoaine johdetaan sekundaariin flotaatiokäsittelyyn.The slurry leaving the secondary leaching delivery is washed countercurrently by decantation to separate the solid from the soaking solution and to form a thickened washed mass from the insoluble solid. The secondary leach solution is combined with the primary leach solution to recover the precious metal dissolved therein, and the thickened, washed solid is subjected to a secondary flotation treatment.

Kiintoaineen flotaatio suoritetaan käyttäen tavanomaisia flotaa-tiolaitteita, -reagensseja ja -tekniikkaa läsnäolevan arvometallisul-fidin rikastamiseksi ja halpa-arvoisten sulfidien kuten pyriitin hylkäämiseksi. Vastavirta-dekantoimispesusta saatu sakeutettu massa laimennetaan näin ollen flotatioon sopivaan sakeuteen, ja jos se sisältää jonkin verran kuparin 3Ulfidimineraaleja sekä molybdeniittia (tai lyijykiillettä, tai molempia) glotaatio voidaan suorittaa esimerkiksi käyttcäen ksantaattikollektoria, jolloin saadaan sekundaaririkaste, joka sisältää suurimman osan molybdeniitistä ja kuparista (ynnä lyijy-kiilteestä jos sitä on), ja hylkyjae, joka sisältää suurimman osan pyriitistä, pyrrotiitista ja sivumineraaleista. Hylkyjae viedään kaatopaikalle, ja sekundaaririkaste käsitellään sen arvometallin tal-teenottamiseksi. Jos se sisältää arvometallina lyijykiillettä, sille voidaan suorittaa vielä toinen selektiivinen flotaatiokäsittely lyijy-kiilteen ottamiseksi talteen erilliseen rikasteeseen, tai tällainen erotus voidaan suorittaa sekundaarin flotaatiotoimituksen aikana.Solid flotation is performed using conventional flotation equipment, reagents, and techniques to enrich the precious metal sulfide present and reject low-grade sulfides such as pyrite. The thickened pulp from the countercurrent decantation wash is thus diluted to a flotation-appropriate consistency, and if it contains some copper 3 ulide minerals as well as molybdenite (or lead mica, or both), glotting can be performed, for example, using a xanthate collector lead enamel, if any), and a wreckage fraction containing most of the pyrite, pyrrotite, and side minerals. The wreckage fraction is taken to a landfill, and the secondary concentrate is treated to recover its precious metal. If it contains lead mica as a precious metal, it may be subjected to yet another selective flotation treatment to recover the lead mica to a separate concentrate, or such separation may be performed during the secondary flotation delivery.

Sekundaaririkasteen tilavuus on yleensä hyvin pieni verrattuna primääririkasteen tilavuuteen, ja sen käsittely on vastaavasti yksinkertaisempaa. Jos primääririkaste sisältää e3im. 30 % kuparia ja 0,1 % molybdeeniä molybdeniittinä, sekundaaririkaste sisältää tyypillisesti noin 10 % molybdeeniä ja noin 30 % kuparia, mikä tekee molyb-deniitin erottamisen kuparista tavanomaisella molybdeniitin notaatiolla, jossa kupari uppoaa, verraten helpoksi. Molybdeniitin erotuksen jälkeen loput sekundaaririkasteesfca voidaan lähettää, kupari sulat tiineen sen kuparisisällön talteenottamiseksi.The volume of the secondary concentrate is generally very small compared to the volume of the primary concentrate, and its handling is correspondingly simpler. If the primary concentrate contains e3im. 30% copper and 0.1% molybdenum as molybdenite, the secondary concentrate typically contains about 10% molybdenum and about 30% copper, which makes the separation of molybdenum from copper by conventional molybdenite notation in which copper sinks relatively easy. After separation of the molybdenite, the remaining secondary concentrate can be sent, the copper melting to the pregnant to recover its copper content.

9 583479,58347

Yhdistetty metallipitoinen liuos primääri- ja sekundaarilio-tuskäsittelyistä käsitellcään edullisesti nestemäisellä ioninvaihto-aineella, joka mieluimmin on sellaista, että se ottaa kuparia aikaii-sesta liuoksesta. Useita tällaisia nestemäisiä ioninvaihtoaineita tunnetaan ja on kaupasta saatavissa, ja mitä tahansa niistä voidaan menestyksellä käyttää. Ne liuotetaan yleensä johonkin orgaaniseen liuottimeen ja laimennetaan jollakin veteen sekoittamattomalla orgaanisella laimentimella kuten paloöljyllä. Metallipitoista, vesipitoista liotusliuosta hämmennetään yhdessä tämän orgaanisen ioninvaihto-aineliuoksen kanssa, tavallisesti useissa perättäisissä uuttovaiheissa. Näin saatu vesipitoinen, olennaisesti kupariton raffinaatti sisältää ammoniumsulfaattia ja jäännösammoniakkia, ja sitä käytetään kierrätys-nesteenä lietteen muodostamiseen primääririkasteesta. Takaisinkierrä-tetystä raffinaattivirrasta erotetaan sivuvirta liotustoimituksen aikana liuenneen ylimääräsulfaatin poistamiseksi ja tähän yhtyneenä olevan ammoniakin talteenottamiseksi. Tämä voidaan tehdä esimerkiksi saostamalla sulfaatti kalkilla kipsinä ja keittämällä ammoniakki eroon näin saadusta jäännösliuoksesta.The combined metal-containing solution of the primary and secondary leaching treatments is preferably treated with a liquid ion exchanger, preferably such that it takes copper from the former solution. Several such liquid ion exchangers are known and commercially available, and any of them can be used successfully. They are usually dissolved in an organic solvent and diluted with a water-immiscible organic diluent such as fuel oil. The metal-containing, aqueous soaking solution is stirred together with this organic ion exchange solution, usually in several successive extraction steps. The aqueous, substantially copper-free raffinate thus obtained contains ammonium sulfate and residual ammonia, and is used as a recycle liquid to form a slurry from the primary concentrate. A side stream is separated from the recycled raffinate stream to remove excess dissolved sulfate during the soaking operation and to recover the associated ammonia. This can be done, for example, by precipitating the sulphate with lime as gypsum and boiling the ammonia to remove the residual solution thus obtained.

Nestemäisestä ioninvaihtokäsittelystä tuleva kuormitettu orgaaninen faasi johdetaan purkamistoimitukseen, jossa kupari erotetaan väkevän rikkihappoliuoksen avulla (käytettyä elektrolyyttiä myöhemmästä elektrolyyttitoimituksesta). Purettu, kupariton orgaaninen faasi kierrätetään sitten takaisin nestemäiseen ioninvaihtotoimitukseen niin kuin on tavallista.The loaded organic phase from the liquid ion exchange treatment is passed to a discharge process where the copper is separated by means of a concentrated sulfuric acid solution (spent electrolyte from a subsequent electrolyte supply). The decomposed, copper-free organic phase is then recycled back to the liquid ion exchange supply as usual.

Kuormitettu rikkihappoliuos, joka sisältää ioninvaihtoainees-ta puretun kuparin, johdetaan tavanomaiseen elektrolyysikäsittelyyn. Siinä kupari kerrostetaan sähköisesti liuoksesta, liukenemattomia anodeja käyttäen, sulatettavaksi ja valettavaksi vakiomuotokupariksi sopiviksi tai sellaisenaan markkinoitaviksi sopiviksi katodeiksi. Käytetty elektrolyytti, jonka happopitoisuus on suurentunut elektro-lyysikennoreaktioiden johdosta, kiertää takaisin ioninvaihtoaineen purkukäsittelyyn niin kuin edellä on selitetty.A loaded sulfuric acid solution containing copper discharged from the ion exchanger is subjected to conventional electrolysis treatment. In it, copper is electrically deposited from solution, using insoluble anodes, into standard shaped copper to be melted and cast into suitable cathodes or to be marketed as such. The spent electrolyte, whose acid content is increased due to electrolytic cell reactions, is recycled back to the ion exchange agent discharge treatment as described above.

Kuvion 2 virtauskaaviossa on hahmoteltu keksinnön sovellutus-muoto, joka sopii huonolaatuisen, vain kuparisulfidimineraaleja, tai ehkä näitä mineraaleja sinkkisulfidin yhteydessä sisältävän primäärin kuparirikasteen käsittelyyn. Kuvion 2 prosessissa käytetään sekundaaria flotaatiokäsittelyä primääririkasteen arvometallin talteenoton sekundaarilla liotustoimituksella yksinkertaistamiseksi.The flow chart of Figure 2 outlines an embodiment of the invention suitable for treating a low quality primary copper concentrate containing only copper sulfide minerals, or perhaps these minerals in conjunction with zinc sulfide. The process of Figure 2 uses a secondary flotation treatment to simplify the recovery of the primary concentrate precious metal by secondary soaking.

Primäärisyöttörikaste, joka sisältää esim. .20 % kuparia josta suuri osa on limana ja pyriittihiukkasten pintakerroksena, ja ehkä 1 % sinkkiä (sfaleriittiä) tai muutamia % nikkeliä (pentlandiittia), 10 58347 lietetään niin kuin edellä on selitetty, takaisin kierrätettyyn am-moniakki-ammoniumsulfaattiliuokseen noin 15 % kiintoainetta sisältäväksi lietteeksi.A primary feed concentrate containing e.g. .20% copper, much of which is in the form of slime and a surface layer of pyrite particles, and perhaps 1% zinc (sphalerite) or a few% nickel (pentlandite), 10 58347 is slurried as described above, back to recycled ammonia. ammonium sulphate solution to a slurry of about 15% solids.

Saatu liete johdetaan primääriin liotuskäsittelyyn, joka kuten kuvion 1 yhteydessä on selitetty, voidaan suorittaa sarjassa, joka käsittää noin viisi suljettua liotusastiaa. Liotuksen aikana liuokseen lisätään ammoniakkia ja kaupallisesti puhdasta happea. Ammoniakkia tarvitsee lisätä vain sarjan ensimmäisiin yhteen tai kahteen astiaan, mutta happea syötetään niihin kaikkiin. Lämpötilat ja liotuksen muut olosuhteet ovat ne, mitkä on selitetty kuvion 1 yhteydessä, jolloin pidetään huoli siitä, että lämpötila ja vapaan ammoniakin pitoisuus kussakin astiassa on sellainen, että ammoniakin, vesihöyryn ja inerttien kaasujen osapaineiden summa on ainakin noin 0,35 at pienempi kuin paine, joka happea syöttämällä järjestelmään kehittyy, niin että hapen osapaine kussakin astiassa on olennaisesti tämän suuruinen.The resulting slurry is subjected to a primary soaking treatment, which, as described in connection with Figure 1, can be performed in a series comprising about five closed soaking vessels. During the soaking, ammonia and commercially pure oxygen are added to the solution. Ammonia only needs to be added to the first one or two vessels in the series, but oxygen is fed to all of them. Temperatures and other soaking conditions are those described in connection with Figure 1, care being taken to ensure that the temperature and free ammonia concentration in each vessel is such that the sum of the partial pressures of ammonia, water vapor and inert gases is at least about 0.35 at less than pressure , which develops by supplying oxygen to the system so that the partial pressure of oxygen in each vessel is substantially equal to this.

Tyypillisessä tapauksessa noin 80-90 % primääririkasteen kuparista ja suuri osa sen sinkistä ja nikkelistä liukenee primääriliuo-tuksen aikana, jolloin kiintoaine menettää painostaan ehkä noin 50 %, Poistovirta viimeisestä liotusastiasta johdetaan vastavirta-dekantaa-tio-pesujärjestelmään, jossa rikas liuos erotetaan ja pestään kiintoaineesta, ja kiintoaine otetaan talteen sakeutettuna liejuna. Liotus-liuos johdetaan nestemäiseen ioninvaihtokäsittelyyn siihen liuenneena olevien arvometallien talteenottamiseksi, ja kiintoaine laimennetaan sopivaan flotaatiosakeuteen ja johdetaan sitten flotaatiokäsittelyyn.Typically, about 80-90% of the copper in the primary concentrate and much of its zinc and nickel dissolves during the primary leaching, resulting in perhaps about 50% weight loss of the solids. , and the solid is recovered as a thickened slurry. The soaking solution is subjected to a liquid ion exchange treatment to recover the precious metals dissolved therein, and the solid is diluted to a suitable flotation consistency and then subjected to a flotation treatment.

Flotaatiotoimitus suoritetaan tavanomaiseen tapaan arvometal-lisulfidin ottamiseksi talteen sekundaaririkasteeseen ja primääri-rikasteen sivukiviainesosien ja arvottomien sulfidien hylkäämiseksi hylkyjakeen mukana. Tavanomaisia ksantaattikollektoreita ja vakio-flotaatio konditionoimista käyttäen jäljellä olevat kuparisulfidi-mineraalit (pääasiassa verraten vaikeasti liukoisia mineraaleja kuten enargiittia ja kalkopyriittiä) ja liukenemattomat sinkkisulfidimineraa-lit saadaan olennaisesti täydellisesti kerätyiksi sekundaariin rikasteeseen, joka sisältää noin 25 % kuparia. Pyriitti, joka on ilman arvokkaista mineraaleista muodostuneita pintapäällysteitä, ja jäljellä olevat sivukiviainesosat, joista on liotettu pois niihin tarttuneet kupari- tai sinkkisulfidit, poistetaan hylättäviksi flotaation hylkyjakeen mukana.The flotation operation is performed in a conventional manner to recover the precious metal sulfide to the secondary concentrate and to discard the side rock constituents and worthless sulfides of the primary concentrate along with the waste fraction. Using conventional xanthate collectors and standard flotation conditioning, the remaining copper sulfide minerals (mainly relatively sparingly soluble minerals such as enargite and chalcopyrite) and insoluble zinc sulfide minerals are made substantially completely collected in about 25% copper, each secondary concentrate. Pyrite, which is free of surface coatings formed of valuable minerals, and the remaining side rock components from which the copper or zinc sulphides adhered to them have been soaked, are discarded with the flotation fraction.

Sekundaarin flotaatiorikasteen tilavuus pienenee jopa noin 10-15 i:ksi alkuperäisen syöttörikasteen tilavuudesta ja kolmanneksi osaksi tai vähemmäksi primääriliotuksesta saadun kiintoaineen tilavuu- 11 58347 desta. Tämä pieni tilavuus sekundaaririkastetta, joka sisältä# olennaisesti kaiken vielä liukenematta jääneen kuparin ynnä liukenemattoman sinkin, on ihanteellinen syöttöaine pieneen sekundaariin liotus-käsittelyyn, johon se nyt johdetaan.The volume of the secondary flotation concentrate is reduced to as much as about 10-15 i of the volume of the initial feed concentrate and a third or less of the volume of solids obtained from the primary soaking. This small volume of secondary concentrate, which contains # substantially all of the still undissolved copper plus insoluble zinc, is the ideal feedstock for the small secondary soaking treatment to which it is now passed.

Sekundaaririkasteen pienen tilavuuden ansiosta sekundaarilio-tus voidaan tavallisesti suorittaa yhdessä ainoassa kompaktissa lio-tusastiassa. Liotusolosuhteet ovat olennaisesti samat kuin edellä on selitetty kuvion 1 yhteydessä. Lämpötila on yhtä korkea tai korkeampi kuin primääriliotuksen viimeisissä vaiheissa kupari- (ja sinkki- tai nikkeli-) sulfidien olennaisesti täydellisen liukenemisen edistämiseksi. Liotusaika voi taloudellisesti olla yhtä pitkä kuin primääriliotuksen koko kestoaika, (5 tai 6 tuntia) ottaen huomioon sekundaari-rikasteen pienen tilavuuden.Due to the small volume of the secondary concentrate, the secondary leaching can usually be performed in a single compact leaching vessel. The soaking conditions are essentially the same as described above in connection with Figure 1. The temperature is as high or higher than in the final stages of primary leaching to promote substantially complete dissolution of the copper (and zinc or nickel) sulfides. The soaking time can be economically equal to the total duration of the primary soaking, (5 or 6 hours), taking into account the small volume of the secondary concentrate.

Sekundaariliotuksen jälkeen liotusastiasta saatu liete suodatetaan (ja haluttaessa suodatettu kiintoaine pestään). Nytkin, sekundaariliotuksen jälkeen jäljellä olevan kiintoaineen pienen tilavuuden ansiosta (tyypillisesti vain noin 40 % sekundaaririkasteesta), pienimittakaavainen ja näin ollen verraten yksinkertainen suodatustoimitus riittää kiintoaineen erottamiseen liotusliuoksesta. Viimeksimainittu yhdistetään primääriliotusliuokseen, käsiteltäväksi nestemäisessä ionin· vaihtotoimituksessa, ja suodatettu kiintoaine hyljätään, tai jos se sisältää sellaisia talteenotettavissa olevia aineita kuin jaloja metalleja, se voidaan lähettää edelleen käsiteltäväksi.After secondary soaking, the slurry from the soaking vessel is filtered (and, if desired, the filtered solid is washed). Even now, due to the small volume of solids remaining after secondary soaking (typically only about 40% of the secondary concentrate), a small-scale and thus relatively simple filtration delivery is sufficient to separate the solids from the soaking solution. The latter is combined with a primary leach solution for treatment in a liquid ion exchange delivery, and the filtered solid is discarded, or if it contains recoverable materials such as noble metals, it can be sent for further treatment.

Primääri- ja sekundaariliotuksesta saadun metallipitoisen liuoksen käsittely liuotin-ioninvaihdolla ja elektrolyysillä on kaikessa olennaisesti sama kuin edellä on selitetty kuvion 1 yhteydessä. Liotuksen aikana liuennut sinkki tai nikkeli jää nestemäisessä ioninvaihdossa saatuun raffinaattiin ja voidaan ottaa talteen siitä haara-virrasta, jota käytetään ylimääräsulfaatin poistoon ja ammoniakin talteenottoon. Esimerkiksi, sulfaatin saostuksen jälkeen kipsinä, sinkki voidaan ottaa talteen yhtäaikaisesti jäännösliuoksen keittämisen kanssa ammoniakin talteenottamiseksi..The treatment of the metal-containing solution obtained from the primary and secondary soaking by solvent ion exchange and electrolysis is essentially the same as described above in connection with Figure 1. During soaking, the dissolved zinc or nickel remains in the raffinate obtained by liquid ion exchange and can be recovered from the branch stream used to remove excess sulfate and recover ammonia. For example, after precipitation of sulfate as gypsum, zinc can be recovered simultaneously with boiling the residual solution to recover ammonia.

Vaihtoehtoisesti sinkki voidaan saostaa käsittelemällä haara-virtaa hiilidioksidilla paineessa (0,7-3,6 aty), jolloin saostuu kompleksinen sinkkikarbonaatti, joka voidaan suodattaa tai muulla tavoin erottaa liuoksesta. Jäännöksestä voidaan sitten saostaa kalkilla kipsiä ja sen jälkeen keittää se ammoniakin talteenottamiseksi.Alternatively, zinc can be precipitated by treating the branch stream with carbon dioxide at a pressure (0.7-3.6 aty) to precipitate complex zinc carbonate, which can be filtered or otherwise separated from the solution. The residue can then be gypsum precipitated with lime and then boiled to recover ammonia.

Jos nikkeliä on läsnä, se voidaan ottaa talteen käsittelemällä koko raffinaattia tai sen haaravirtaa erikseen .ioninvaihtotoirnituk-sessa, joka on tarkoitettu nikkelin poistamiseen, jonka jälkeen nikke-litöntä raffinaattia käsitellään liikasulfaatin poistamiseksi ja 12 58347 ammoniakin talteenottamiseksi. Nikkeli voidaan ottaa talteen haara-virrasta myös liikasulfaatin saostamisen jälkeen kipsinä, samanaikaisesti kun liuosta keitetään sen ammoniakkisisällön talteenottamiseksi.If nickel is present, it can be recovered by treating the entire raffinate or its branch stream separately in an ion exchange process for removing nickel, after which the nickel-free raffinate is treated to remove excess sulfate and recover 12,58347 ammonia. Nickel can also be recovered from the branch stream after precipitation of excess sulphate as gypsum, while the solution is boiled to recover its ammonia content.

Ei ole välttämätöntä ottaa talteen kaikkea sinkkiä tai nikkeliä raffinaatista. Vaikka melkoinenkin osa näistä arvometalleista kiertää takaisin liotustoimitukseen, ei mitään vahinkoa tapahdu. Tarpeen on vain ottaa talteen niin paljon sinkkiä tai nikkeliä, ettei näitä metalleja pääse liiallisesti rikastumaan liotusliuokseen.It is not necessary to recover all the zinc or nickel from the raffinate. Although quite a few of these precious metals are recycled back to the soaking supply, no damage occurs. All that is needed is to recover so much zinc or nickel that these metals cannot be excessively enriched in the soaking solution.

Kuviossa 3 esitetty virtauskaavio koskee keksinnön sovellutusta^ oka hyvin sopii huonolaatuisen rikasteen käsittelyyn sen laadun parantamiseksi sulatusta varten tai sen rikastemäärän suurentamiseksi, joka pystytään käsittelemään kuparin talteenottamiseksi yhdistelmänä olemassa olevan sulattimen kanssa varsinaisesti suurentamatta sulattimen tuotantokykyä tai siitä lähtevän rikkidioksidin määrää. Kuvion 3 mukaisessa prosessissa sekundaaria flotaatiotoimitusta käytetään korkealaatuisen kuparisulattimen syöttöaineen valmistukseen, jolloin syöttöaineen tilavuus pienenee, tai käsiteltävän primääriri-kasteen määrän suurentamiseen suurentamatta sulattimeen syötettävän rikasteen painomäärää. Tässäkin tapauksessa primääririkaste voi sisältää olennaisesti vain kuparia talteenotettavana arvometallina, tai se voi sisältää talteenotettavia määriä sinkkiä tai nikkeliä.The flow chart shown in Figure 3 relates to an embodiment of the invention which is well suited for treating poor quality concentrate to improve its quality for smelting or to increase the amount of concentrate that can be processed to recover copper in combination with an existing smelter without actually increasing smelter production capacity or sulfur dioxide output. In the process of Figure 3, secondary flotation delivery is used to make a high quality copper smelter feedstock, thereby reducing the volume of the feedstock, or to increase the amount of primary concentrate to be treated without increasing the weight of concentrate fed to the smelter. Again, the primary concentrate may contain substantially only copper as the recoverable precious metal, or it may contain recoverable amounts of zinc or nickel.

Prirnääririkaste-syöttöaine vietetään takaisin kierrätettyyn ammoniakki-ammoniunsulfaattiliuokseen niin kuin edellä on selitetty. Saatu liete johdetaan sitten liotuskäsittelyyn, joka suoritetaan olennaisesti siten kuin edellä on selitetty kuvion 1 yhteydessä. Suurin ero on se, että kuvion 3 mukaisessa prosessissa ei pyritä saavuttamaan yhtä suurta kuparin ja muiden liukoisten arvometallien liukenemista liotusliuokseen kuin kuvioiden 1 ja 2 prosesseissa. Voidaan pyrkiä ottamaan talteen esimerkiksi vain puolet tai jopa vähemmänkin primääri-rikasteen kuparisisällöstä liotusliuokseen. Mäin ollen liotusastioi-den määrä sarjassa voi olla huomattavasti pienempi, ja jopa yksi ainoa liotusastia voi eräissä tapauksissa riittää. Paitsi tätä liotuskalus-ton määrän pienemmyyttä, liotustoimitus suoritetaan olennaisesti siten kuin kuvion 1 yhteydessä on selitetty. Liotuslämpötilat voidaan pysyttää lähellä mainitun alueen (50-80°C) alapäätä jos prirnääriri-kasteessa on huomattava määrä helposti liukenevia kuparimineraaleja.The primary concentrate feed is returned to the recycled ammonia-ammonium sulfate solution as described above. The resulting slurry is then subjected to a soaking treatment, which is performed essentially as described above in connection with Figure 1. The main difference is that the process of Figure 3 does not seek to achieve as much solubility of copper and other soluble precious metals in the soaking solution as the processes of Figures 1 and 2. For example, it may be possible to recover only half or even less of the copper content of the primary concentrate in the soaking solution. Thus, the number of soaking vessels in a series can be considerably smaller, and even a single soaking vessel may be sufficient in some cases. Except for this small amount of soaking equipment, the soaking operation is performed essentially as described in connection with Figure 1. Soaking temperatures can be maintained close to the lower end of said range (50-80 ° C) if the primary dew contains a significant amount of readily soluble copper minerals.

Myös liotusaikaa voidaan lyhentää likimäärin samassa suhteessa kuin liotusastioiden lukumäärää vähennetään. Esimerkiksi 1-2 tunnin l:i.o-tusaika riittää tavallisesti jopa 50 % liuottamiseen primäärinika3teen sisältämästä kuparista.The soaking time can also be shortened in approximately the same proportion as the number of soaking vessels is reduced. For example, a 1: i.o. time of 1-2 hours is usually sufficient to dissolve up to 50% of the copper contained in the primary nitrogen.

13 5834713 58347

Liotustoimituksen jälkeen liete johdetaan dekantoimis-pesu-toimitukseen, jossa rikas liotusliuos erotetaan liukenematta jääneestä kiintoaineesta ja tämä otetaan talteen pestynä, sakeutettuna liejuna. Liuos lähetetään edelleen nestemäiseen ioninvaihtokäsittelyyn sen kuparisisällön talteenottamiseksi, ja sakeutettu kiintoaine laimennetaan flotaatiosakeuteen ja sille suoritetaan flotaatiotoimitus.After the soaking delivery, the slurry is passed to a decantation-washing delivery, where the rich soaking solution is separated from the undissolved solid and this is recovered as a washed, thickened sludge. The solution is further sent to a liquid ion exchange treatment to recover its copper content, and the thickened solid is diluted to flotation consistency and subjected to flotation delivery.

Tämä flotaatiotoimitus on yleisesti olennaisesti samanlainen kuin se toimitus, jolla primääririkaste valmistettiin. Kollektorina voi olla esimerkiksi jokin ksantaatti, ja flotaatiomassan konditionoin-ti voi olla sama mitä käytettiin primääririkasteen valmistuksessa. Liukenematta jääneet kuparisulfidimineraalit keräytyvät sekundaariin flotaatiorikasteeseen (yhdessä liukenemattomien sinkki- tai nikkeli-mineraalien kanssa, jos niitä on), ja ylimääräpyriitti ja sivukivi-mineraalit, jotka on liotettu puhtaiksi kupari- ja muista arvokkaista sulfideista liotustoimituksessa, hyljätään hylkyjakeen mukana.This flotation delivery is generally substantially similar to the delivery with which the primary concentrate was prepared. The collector may be, for example, a xanthate, and the conditioning of the flotation mass may be the same as that used in the preparation of the primary concentrate. Undissolved copper sulphide minerals accumulate in the secondary flotation concentrate (together with insoluble zinc or nickel minerals, if any), and excess pyrite and side rock minerals soaked free of copper and other valuable sulphides in the leaching process.

Sekundaaririkasteen painomäärä on huomattavasti pienempi kuin liotustoimitukseen alunperin syötetyn primääririkasteen painomäärä.The weight of the secondary concentrate is significantly less than the weight of the primary concentrate originally fed to the soaking supply.

Tämä pienennys saattaa itse asiassa olla suhteettomasti suurempi kuin liotuksen aikana liuenneiden kuparimineraalien osuus. Niinpä jos primääririkaste sisältää huomattavan määrän pyriittiä, jonka hiukkaset ovat pinnalta kuparisulfidien päällystämät, pyriitti suurimmaksi osaksi vapautuu kuparimineraalipäällysteistään liotustoimituksen aikana ja voidaan niin ollen hyljätä sekundaariflotaatiotoimituksen hylkyjakeen mukana. Tämäntapaiset vaikutukset yhdessä primääririkasteen sen tilavuuden pienenemisen kanssa, joka johtuu kuparimineraalien liukenemisesta siitä pois, saavat aikaan sen, että sekundaaririkasteen painomäärä on paljon pienempi kuin primääririkasteen painomäärä - mikä pieneneminen voi suhteettomasti ylittää sen pienenemisen, joka johtuisi pelkästä kuparimineraalien liukenemisesta.In fact, this reduction may be disproportionately greater than the proportion of copper minerals dissolved during soaking. Thus, if the primary concentrate contains a significant amount of pyrite, the particles of which are coated with copper sulfides on the surface, most of the pyrite is released from its copper mineral coatings during the soaking delivery and can therefore be discarded with the secondary flotation delivery. Such effects, together with a decrease in the volume of the primary concentrate due to the dissolution of the copper minerals therefrom, result in the weight of the secondary concentrate being much less than the weight of the primary concentrate - a decrease which may disproportionately exceed the decrease due to the solubility of the copper minerals alone.

Jos primääririkaste sisältää huomattavan määrän limaa, sekundaaririkasteen laatu saattaa merkitsevästi parantua sen johdosta, että kuparimineraalilima liukenee liotuskäsittelyssä.If the primary concentrate contains a significant amount of mucus, the quality of the secondary concentrate may be significantly improved due to the dissolution of the copper mineral mucus in the soaking treatment.

' Tuloksena on se, että sekundaari f lotaat iorikast e sekä. mää rältään pienenee että voi laadultaan parantua sulattiinen syöttöaineena. oulatinkapasiteettia tarvitaan vähemmän sekundaaririkasteen käsittelyyr kuin primääririkasteen käsittelyyn tarvittaisiin, minkä ansiosta primääririkasteen painomäärää voidaan paljon suurentaa sulattimen kapasiteettia suurentamatta; tai vaihtoehtoisesti pienempi suin ti n!·: opasiteetti riittää tietyn primääririkastemäärän käsittelyyn. Voidaan kiinnittää suurempaa huomiota siihen, että kuparimalmin kuparista saadaan mahdollisimman suuri osa talteen primääririkasteeseen, ^ 58347 tarvitsematta välittää siitä, että primääririkasteen laatu huononee, koska rikasteen laatua sulatustarkoituksiin voidaan parantaa sekundaarilla flotaatiokäsittelyllä.'The result is that the secondary f lotts iorikast e as well. the amount decreases that can improve the quality of the molten feed. less capacity of the concentrator is required to process the secondary concentrate than would be required to process the primary concentrate, which allows the weight of the primary concentrate to be greatly increased without increasing the capacity of the melter; or alternatively a lower suin ti n! ·: the opacity is sufficient to handle a certain amount of primary concentrate. Greater attention can be paid to recovering as much copper as possible from the copper ore to the primary concentrate, without having to worry that the quality of the primary concentrate deteriorates, as the quality of the concentrate for smelting purposes can be improved by secondary flotation treatment.

Rikasta liotusliuosta kuvion 3 prosessissa käsitellään samalla tavoin kuin edellä on selitetty kuvioiden 1 ja 2 yhteydessä. Jos nikkeliä tai sinkkiä sisältyy primääririkasteeseen, se voidaan, siinä määrin kuin se on liuennut liotusliuokseen, ottaa talteen liuotin-ioninvaihdon raffinaatista, niin kuin kuvion 2 yhteydessä on selitetty.The rich soaking solution in the process of Figure 3 is treated in the same manner as described above in connection with Figures 1 and 2. If nickel or zinc is included in the primary concentrate, it can, to the extent that it is dissolved in the soaking solution, be recovered from the solvent ion exchange raffinate, as described in connection with Figure 2.