FI71346C

FI71346C - FOER FARING FOER UTVINNING AV KOPPAR OCH ZINK UR SULFIDMALMER

Info

Publication number: FI71346C
Application number: FI841458A
Authority: FI
Inventors: Donald Robert Weir
Original assignee: Sherritt Gordon Mines Ltd
Priority date: 1980-02-08
Filing date: 1984-04-12
Publication date: 1986-12-19
Also published as: FI71346B; FI841458A; FI841458A0

Description

2 713462 71346

Menetelmä kuparin ja sinkin talteenottamiseksi sulfidi-maImeistaMethod for recovering copper and zinc from sulphide ores

Jakamalla erotettu hakemuksesta 810 196 5Divided separated from application 810 196 5

Tavanmukaisessa kuparia ja sinkkiä sisältävän sulfi-dimalmin käsittelyssä jauhettu malmi saatetaan vaahdotus-operaatioon, joka tuottaa kuparirikastetta, sinkkirikas-tetta ja jätettä. Vaahdotus suoritetaan sillä tavoin, että 10 sinkkirikaste sisältää riittävän määrän sinkkiä, jotta olisi mahdollista käsitellä rikastetta tavanmukaisessa pasutus-uuttoprosessissa, jossa sinkkirikastetta ensin pasutetaan ja sitten uutetaan happoliuoksessa. Tämä on merkinnyt, että sinkkirikaste on tuotettu vähintään 35 %:n ja mieluummin 15 vähintään 50 %:n sinkkipitoisuudella ja optimi-rautapitoisuudella uuton helpottamiseksi, jolloin rauta tavallisesti on sisältynyt alkuperäiseen malmiin. Tuloksena tällaisen sinkkirikasteen tuottamisesta merkittäviä määriä sinkkiä tavallisesti menetetään kuparirikasteeseen ja jätteeseen.In the conventional treatment of sulphite ore containing copper and zinc, the ground ore is subjected to a flotation operation which produces copper concentrate, zinc concentrate and waste. The flotation is carried out in such a way that the zinc concentrate 10 contains a sufficient amount of zinc to allow the concentrate to be treated in a conventional roasting extraction process in which the zinc concentrate is first roasted and then extracted in an acid solution. This has meant that the zinc concentrate has been produced with a zinc content of at least 35% and preferably at least 50% and an optimum iron content to facilitate extraction, whereby the iron is usually contained in the original ore. As a result of producing such a zinc concentrate, significant amounts of zinc are usually lost to the copper concentrate and waste.

20 Sen lisäksi, että tällainen sinkkihäviö on ei-toivottavaa, merkittävän sinkkimäärän läsnäolo kuparirikasteessa on oleellinen haitta, sillä kuparirikastetta käsitellään tavallisesti sen jälkeen sulatusuunissa, jossa sinkki aiheuttaa ei-toivottuja ongelmia. Tavanmukaisessa vaahdotusoperaatios-25 sa merkittäviä määriä kuparia menetetään myös sinkkirikas-teeseen ja jätteeseen.20 In addition to the fact that such a loss of zinc is undesirable, the presence of a significant amount of zinc in the copper concentrate is a significant drawback, since the copper concentrate is usually subsequently treated in a smelting furnace where zinc causes undesired problems. In a conventional flotation operation, significant amounts of copper are also lost to the zinc concentrate and waste.

Keksinnön tarkoituksena on tämän vuoksi saada aikaan parannettu prosessi arvokkaiden kupari- ja sinkkiosien talteenottamiseksi kuparia ja sinkkiä sisältävästä sulfidi-30 malmista, jossa prosessissa tällaisia häviöitä oleellisesti pienennetään.It is therefore an object of the invention to provide an improved process for recovering valuable copper and zinc fractions from copper and zinc-containing sulphide-30 ore, in which process such losses are substantially reduced.

Keksinnön mukaisessa menetelmässä kuparin ja sinkin talteenottamiseksi kuparia ja sinkkiä sisältävästä malmista jauhettu malmi saatetaan vaahdotusoperaatioon, joka käsit-35 tää ensimmäisen vaahdotusvaiheen alkukuparirikasteen vaah-dottamiseksi, alkukuparirikaste syötetään toiseen vaahdotus- ___ — Tl 2 71346 vaiheeseen suhteellisen sinkkivapaan kuparirikasteen vaah-dottamiseksi, ensimmäisestä vaahdotusvaiheesta jäljelle jäänyt malmi syötetään kolmanteen vaahdotusvaiheeseen alkusinkkirikasteen vaahdottamiseksi, kolmannesta vaahdotus-5 vaiheesta jäljelle jäänyt malmi syötetään neljänteen vaahdotusvaiheeseen kuparia ja sinkkiä sisältävän materiaalin vaahdottamiseksi, muodostetaan välirikaste, joka sisältää noin 5-25 % kuparia ja noin 2-25 % sinkkiä ja jossa on yhteensä vähintään noin 12 % sinkkiä ja kuparia valitsemalla 10 ainakin toisesta vaahdotusvaiheesta jäljelle jäänyt malmi.In the method according to the invention for recovering copper and zinc from copper and zinc-containing ore, the ore ground is subjected to a flotation operation comprising a first flotation step for flotation of the initial copper concentrate, the primary copper concentrate the remaining ore is fed to the third flotation step to foam the initial zinc concentrate, the ore remaining from the third flotation step 5 is fed to the fourth flotation step to foam the copper and zinc containing material, forming an intermediate concentrate containing at least about 5-25% copper and about 2-25% total zinc and 12% zinc and copper by selecting 10 ore remaining from at least the second flotation stage.

Alkusinkkirikaste syötetään viidenteen vaahdotusvaiheeseen jatkosinkkirikasteen vaahdottamiseksi.The initial zinc concentrate is fed to the fifth flotation step to foam the further zinc concentrate.

Keksintö tekee mahdolliseksi tuottaa kuparirikastetta, joka on suhteellisen sinkkivapaa sisältäen esim. alle 15 1 % sinkkiä, millä aikaansaadaan suuresti parantunut kupari rikaste käsiteltäväksi sulatossa. Välirikastetta voidaan myös taloudellisesti käsitellä kuparin ja sinkin talteen-ottamiseksi.The invention makes it possible to produce a copper concentrate which is relatively zinc-free, containing e.g. less than 15% by weight of zinc, thus providing a greatly improved copper concentrate for processing in a smelter. The intermediate concentrate can also be economically treated to recover copper and zinc.

Uuttovaiheessa poistetaan jonkin verran liuennutta 20 sinkkiä uuttoliuoksesta esimerkiksi elektrolyyttisellä erotuksella, jolloin muodostuu sinkkiköyhä liuos. Välirikastetta voidaan käsitellä tällaisella sinkkiköyhällä liuoksella sinkin liuottamiseksi välirikasteesta ja suhteellisen sinkkivapaan jatkokuparirikasteen ja sinkkirikkaan liuoksen 25 muodostamiseksi. Suhteellisen sinkkivapaata jatkokupari- rikastetta voidaan sen jälkeen käsitellä samalla tavoin kuin toisessa vaahdotusvaiheessa muodostettua kuparirikastetta, esimerkiksi tavanmukaisella käsittelyllä sulatossa. Sinkki-rikas liuos voidaan sopivasti kierrättää takaisin uuttovai-30 heeseen.In the extraction step, some dissolved zinc is removed from the extraction solution, for example by electrolytic separation, whereby a zinc-poor solution is formed. The intermediate concentrate can be treated with such a zinc-poor solution to dissolve zinc from the intermediate concentrate and form a relatively zinc-free further copper concentrate and a zinc-rich solution. The relatively zinc-free further copper concentrate can then be treated in the same way as the copper concentrate formed in the second flotation step, for example by conventional treatment in a smelter. The zinc-rich solution can be conveniently recycled back to the extraction stage.

Uuttoliuos sisältää usein liuennutta kuparia samoin kuin liuennutta sinkkiä ja välirikasteen käsittely sinkki-köyhällä liuoksella voi myöskin saada liuenneen kuparin saostumaan, kun sinkki liukenee välirikasteesta kasvattaen 35 suhteellisen sinkkivapaan kuparirikasteen kuparipitoisuutta ja pienentäen sinkkirikkaan liuoksen kuparipitoisuutta.The extraction solution often contains dissolved copper as well as dissolved zinc, and treatment of the intermediate concentrate with a zinc-poor solution can also cause dissolved copper to precipitate as the zinc dissolves from the intermediate concentrate, increasing the copper content of the relatively zinc-free copper concentrate and reducing the copper content of the zinc-rich solution.

3 713463,71346

Uuttovaihe sisältää edullisesti kaksi peräkkäistä uuttovaihetta, jolloin ensimmäisestä uuttovaiheesta saatu uuttoliuos saatetaan elektrolyyttiseen erotusvaiheeseen alkuainesinkin talteenottamiseksi ja elektrolyyttisestä 5 erotusvaiheesta jäljelle jäävä liuos syötetään toiseen uuttovaiheeseen ja toisesta uuttovaiheesta saatua liuosta käytetään välirikasteen käsittelyyn.The extraction step preferably includes two successive extraction steps, wherein the extraction solution obtained from the first extraction step is subjected to an electrolytic separation step to recover elemental zinc and the solution remaining from the electrolytic separation step is fed to the second extraction step and the second extraction step is used for intermediate concentrate treatment.

Kaksivaiheinen uutto voi olla esimerkiksi sellainen kuin on esitetty US-patentissa n:o 4 004 991. Kumpikin 10 uuttovaihe voidaan suorittaa noin 110-170°C:n lämpötilasta hapen osapaineen ollessa noin 150-1000 kPa.The two-stage extraction may be, for example, as disclosed in U.S. Patent No. 4,004,991. Each of the 10 extraction steps may be performed at a temperature of about 110-170 ° C with an oxygen partial pressure of about 150-1000 kPa.

Vaihtoehtoisesti uuttovaihe voidaan suorittaa yhtenä uuttovaiheena esimerkiksi kuten on kuvattu US-patentissa n:o 387 268. Lämpötila ja hapen osapaine voivat olla samat kuin 15 yllä mainittiin kaksivaiheisen uuton kohdalla.Alternatively, the extraction step may be performed as a single extraction step, for example, as described in U.S. Patent No. 387,268. The temperature and oxygen partial pressure may be the same as mentioned above for the two-step extraction.

Kolmannesta vaiheesta saatu alkusinkkirikaste syötetään viidenteen vaahdotusvaiheeseen ensimmäisen sinkki-rikasteen vaahdottamiseksi, joka sisältää vähintään noin 45 % sinkkiä, jolloin vähintään noin 20 % sinkkiä sisältävä 20 toinen sinkkirikaste muodostetaan valitsemalla viidennestä vaahdotusvaiheesta jäljelle jäävä malmi sekä kuparia ja sinkkiä sisältävä materiaali neljännestä vaahdotusvaiheesta. Ensimmäinen sinkkirikaste pasutetaan ja sitten uutetaan happamissa olosuhteissa uuttoliuoksen ja liukenemattoman 25 jäännöksen tuottamiseksi, ja sinkkirikastetta ja liukenematonta jäännöstä uutetaan hapettavissa, happamissa olosuhteissa korotetussa paineessa.The initial zinc concentrate from the third stage is fed to the fifth flotation stage to flotate the first zinc concentrate containing at least about 45% zinc, wherein the second zinc concentrate containing at least about 20% zinc is formed by selecting the ore remaining from the fifth flotation stage and the copper and zinc-containing material. The first zinc concentrate is roasted and then extracted under acidic conditions to produce an extraction solution and an insoluble residue, and the zinc concentrate and insoluble residue are extracted under oxidizing, acidic conditions under elevated pressure.

Keksinnön toteutusmuotoja kuvataan nyt esimerkin avulla viitaten liitteenä oleviin piirroksiin, joissa: 30 Kuvio 3 on virtausdiagrammi, joka esittää uutto- operaatiota sinkkirikasteen ja välirikasteen käsittelemiseksi .Embodiments of the invention will now be described, by way of example, with reference to the accompanying drawings, in which: Figure 3 is a flow diagram showing an extraction operation for treating zinc concentrate and intermediate concentrate.

Kuvio 4 on virtausdiagrammi, joka esittää vaahdotus-operaatiota.Fig. 4 is a flow chart showing a flotation operation.

35 Kuvio 5 on virtausdiagrammi, joka esittää pasutus- ja uutto-operaatiota kuvion 4 toteutusmuodossa muodostettujen 4 71346 rikasteiden käsittelemiseksi.Fig. 5 is a flow chart showing a roasting and extraction operation for processing 4,71346 concentrates formed in the embodiment of Fig. 4.

Kuvio 3 esittää suositeltavaa järjestelyä sinkki-rikastetuotteen ja välirikastetuotteen käsittelemiseksi. Sinkkirikaste saatetaan kaksivaiheiseen uutto-operaatioon, 5 kuten siihen, jota on kuvattu aikaisemmin mainitussa US-patentissa n:o 4 004 991. Uutto-operaatio käsittää ensimmäisen uuttovaiheen 32, jossa sinkkirikaste uutetaan rikki-happoliuokseen noin 150°C:n lämpötilassa noin 700 kPa:n hapen osapaineessa. Saatu liete johdetaan sitten nesteen 10 ja kiinteiden aineiden erotusvaiheeseen 6, puhdistusvaihee-seen 38 ja elektrolyyttiseen erotusvaiheeseen 40. Erotus-vaiheesta 34 saadut kiinteät aineet kulkevat toisen vaiheen uuttoon 42, jossa kiinteät aineet lietetään elektrolyyttisestä erotuksesta 40 saatuun sinkkiköyhään happolluokseen 15 ja uutetaan noin 150°C:n lämpötilassa ja noin 700 kPa:n hapen osapaineessa. Saatu liete johdetaan sitten nesteen ja kiinteiden aineiden erotusvaiheeseen 44, josta uuttoliuos johdetaan välirikasteen käsittelyvaiheeseen 46 ja kiinteä jäännös poistetaan halutulla tavalla.Figure 3 shows a preferred arrangement for handling the zinc concentrate product and the intermediate concentrate product. The zinc concentrate is subjected to a two-stage extraction operation, such as that described in the aforementioned U.S. Patent No. 4,004,991. The extraction operation comprises a first extraction step 32 in which the zinc concentrate is extracted into a sulfuric acid solution at a temperature of about 150 ° C at about 700 kPa. at partial pressure of oxygen. The resulting slurry is then passed to a liquid 10 and solids separation step 6, a purification step 38 and an electrolytic separation step 40. The solids from the separation step 34 pass to a second stage extraction 42 where the solids are slurried to an electrolytic separation zinc acid solution 15 and extracted at about 150 °. At a temperature of C and an oxygen partial pressure of about 700 kPa. The resulting slurry is then passed to a liquid-solid separation step 44, from which the extraction solution is passed to an intermediate concentrate treatment step 46 and the solid residue is removed as desired.

20 Käsittelyvaiheessa 46 välikupari-sinkkirikaste lie tetään toisesta uuttovaiheesta 44 saatuun sinkkiköyhään happoliuokseen. Koska ensimmäiseen uutto-osaan 32 syötetty sinkkirikaste sisältää tietyn määrän kuparia, käsittelyvaiheeseen 46 johdettu sinkkiköyhä liuos voi sisältää myös 25 liuennutta kuparia. Käsittelyvaiheessa 46 välirikasteessa oleva sinkki liukenee suurentaen uuttoliuoksen sinkkipitoi-suutta ja pienentäen välirikasteen sinkkipitoisuutta. Myös uuttoliuoksessa oleva liuennut kupari korvaa osan välirikasteessa olevasta sinkistä. Näin ollen muodostuu hyvin vähän 30 sinkkiä sisältävä lisäkuparirikaste ja sitä voidaan käsitellä kuparin talteenottamiseksi tavanmukaiseen tapaan. Sinkkipitoisuuden suhteen suurentunut uuttoliuos kierrätetään sitten takaisin ensimmäiseen uuttovaiheeseen 32 hapon aikaansaamiseksi sisääntulevan sinkkirikasteen uuttoa varten. 35 Yllä kuvatun kaksivaiheisen uutto-operaation sijasta voidaan käyttää yksivaiheista uutto-operaatiota, esimerkiksi li s 71346 sellaista kuin edellä mainitussa US-patentissa n:o 3 867 268 on kuvattu, jolloin ainoa uuttovaihe suoritetaan noin 150°C:ssa 700 kPa:n hapen osapaineessa. Tätä ainoata uutto-vaihetta varten elektrolyyttisestä erotuksesta saatu sinkki-5 köyhä liuos syötetään välirikasteen käsittelyvaiheeseen toisen uutto-osan sijasta, kuten kuviossa 3 kuvatussa toteutusmuodossa .In treatment step 46, the intermediate copper-zinc concentrate is slurried in the zinc-poor acid solution obtained from the second extraction step 44. Since the zinc concentrate fed to the first extraction section 32 contains a certain amount of copper, the zinc-poor solution fed to the treatment step 46 may also contain 25 dissolved copper. In treatment step 46, the zinc in the intermediate concentrate dissolves, increasing the zinc content of the extraction solution and decreasing the zinc content of the intermediate concentrate. Dissolved copper in the extraction solution also replaces some of the zinc in the intermediate concentrate. Thus, an additional copper concentrate containing very little zinc is formed and can be treated to recover copper in a conventional manner. The zinc content increased leach solution is then recycled back to the first leaching step 32 to provide acid for leaching of the incoming zinc concentrate. Instead of the two-stage extraction operation described above, a single-stage extraction operation may be used, for example, li 71346 as described in the aforementioned U.S. Patent No. 3,867,268, wherein the single extraction step is performed at about 150 ° C with 700 kPa oxygen. partial pressure. For this single extraction step, the zinc-5 poor solution obtained from the electrolytic separation is fed to the intermediate concentrate treatment step instead of the second extraction part, as in the embodiment described in Fig. 3.

Kuten aikaisemmin mainittiin alkuperäinen kuparia ja sinkkiä sisältävä sulfidimalmi sisältää myös tietyn mää-10 rän rautaa ja on toivottavaa, että uutto-operaatioon syötetyn sinkkirikasteen tulee sisältää optimimäärä rautaa, kuten alaan perehtynyt henkilö hyvin tietää. Tämän keksinnön vaahdotusoperaatio tekee mahdolliseksi tuottaa helposti sinkkirikastetta, jolla on optimi-rautapitoisuus.As previously mentioned, the original copper and zinc-containing sulfide ore also contains a certain amount of iron, and it is desirable that the zinc concentrate fed to the extraction operation should contain the optimum amount of iron, as is well known to those skilled in the art. The flotation operation of the present invention makes it possible to easily produce a zinc concentrate having an optimum iron content.

15 Kuvatut kaksivaiheinen ja yksivaiheinen uutto-operaa- tio, jossa rikaste uutetaan hapettavissa happo-olosuhteissa korotetussa paineessa, tekevät mahdolliseksi sinkin taloudellisen talteenoton sinkkirikasteesta, jonka pitoisuus on vain 20 %. Edelleen välirikasteen käsittelyvaihe tekee mah-20 dolliseksi sinkin siirtämisen välirikasteesta uutto-operaatioon alkuainesinkin myöhempää talteenottoa varten ja tekee myös mahdolliseksi uuttoliuoksessa olevan liuenneen kuparin siirtämisen välirikasteeseen, jolloin muodostuu lisäkupari-rikaste, jolla on erittäin pieni sinkkipitoisuus.The described two-stage and one-stage extraction operation, in which the concentrate is extracted under oxidizing acid conditions at elevated pressure, makes it possible to recover zinc economically from a zinc concentrate having a concentration of only 20%. Further, the intermediate concentrate treatment step allows the transfer of zinc from the intermediate concentrate to the extraction operation for subsequent recovery of the elemental zinc and also allows the transfer of dissolved copper in the extraction solution to the intermediate concentrate to form an additional copper concentrate with a very low zinc content.

25 Viitaten kuvioon 4 suhteellisen sinkkivapaa kupari rikaste vaahdotetaan toisessa uuttovaiheessa 218 ja tästä vaiheesta jäljelle jäänyttä malmia käytetään välirikasteena. Viidennestä vaahdotusvaiheesta 224 saadussa sinkkirikastees-sa on vähintään 45 % ja edullisesti vähintään 50 % sinkkiä 30 ja sitä käytetään ensimmäisenä sinkkirikasteena. Viidennestä vaahdotusvaiheesta 224 jäljelle jäävä malmi ja neljännestä vaahdotusvaiheesta 222 saatu kuparia ja sinkkiä sisältävä materiaali yhdistetään, jolloin saadaan toinen sinkki-rikaste, jonka sinkkipitoisuus on vähintään 20 %.Referring to Figure 4, the relatively zinc-free copper concentrate is foamed in a second extraction step 218, and the ore remaining from this step is used as an intermediate concentrate. The zinc concentrate obtained from the fifth flotation step 224 contains at least 45% and preferably at least 50% zinc 30 and is used as the first zinc concentrate. The ore remaining from the fifth flotation step 224 and the copper and zinc-containing material from the fourth flotation step 222 are combined to obtain a second zinc concentrate having a zinc content of at least 20%.

35 Viitaten nyt kuvioon 5 ensimmäinen sinkkirikaste pasutetaan pasutusvaiheessa 48 ja uutetaan sitten happamissa 6 71346 olosuhteissa uuttovaiheessa 50 alan aikaisempien prosessien mukaisesti, jotka ovat sellaisia kuin selitysosan alku-kappaleissa mainittiin. Uuttoliuos erotetaan liukenemattomasta jäännöksestä nesteen ja kiinteiden aineiden erotus-5 vaiheessa 52, ja uuttoliuosta käsitellään sitten puhdistus-ja elektrolyyttisessä erotusvaiheessa 54, 56 alkuainesinkin talteenottamiseksi. Liukenematon jäännös uutetaan sitten yhdessä toisen sinkkirikasteen kanssa uuttovaiheessa 58 hapettavissa happamissa olosuhteissa korotetussa painees-10 sa. Elektrolyyttisestä erotusvaiheesta 56 saatu sinkkiköyhä liuos kierrätetään takaisin paineuuttovaiheeseen 58.Referring now to Figure 5, the first zinc concentrate is roasted in roasting step 48 and then extracted under acidic conditions 6,71346 in extraction step 50 according to prior art processes such as those mentioned in the preambles of the specification. The extraction solution is separated from the insoluble residue in a liquid-solid separation step 5, and the extraction solution is then treated in a purification and electrolytic separation step 54, 56 to recover the elemental zinc. The insoluble residue is then extracted together with the second zinc concentrate in extraction step 58 under oxidizing acidic conditions at elevated pressure. The zinc-poor solution obtained from the electrolytic separation step 56 is recycled back to the pressure extraction step 58.

Uuttoliuos erotetaan liukenemattomasta jäännöksestä nesteen ja kiinteiden aineiden erotusvaiheessa 60 ja liukenematon jäännös heitetään pois loppujäännöksenä. Uuttoliuos 15 johdetaan sitten välirikasteen käsittelyvaiheeseen 62, joka on samantapainen kuin kuvioon 3 viitaten kuvattu käsittelyvaihe 46, sinkkipitoisuudeltaan suurentuneen uuttoliuoksen muodostamiseksi, joka sisältää vähemmän kuparia, ja kuparirikasteen muodostamiseksi, joka sisältää vähemmän sinkkiä 20 ja enemmän kuparia kuin välirikaste. Sinkkipitoisuudeltaan suurentunut uuttoliuos kierrätetään takaisin uuttovaihee-seen 50.The extraction solution is separated from the insoluble residue in the liquid-solid separation step 60, and the insoluble residue is discarded as the final residue. The extraction solution 15 is then passed to an intermediate concentrate treatment step 62 similar to the treatment step 46 described with reference to Fig. 3 to form an increased zinc content extraction solution containing less copper and a copper concentrate containing less zinc 20 and more copper than the intermediate concentrate. The extraction solution with increased zinc content is recycled back to the extraction step 50.

Ensimmäinen sinkkirikaste voidaan helposti uuttaa tavanmukaisessa pasutus-uuttoprosessissa, sillä se sisältää 25 vähintään 45 % ja edullisesti vähintään 50 % sinkkiä, sillä on suhteellisen pieni kuparipitoisuus ja tavallisesti suhteellisen pieni rautapitoisuus, kuten näissä prosesseissa on toivottavaa. Sinkkirikaste, joka sisältää vähintään 20 % sinkkiä ja jonka kupari- ja rautapitoisuus on suurempi, 30 uutetaan paineuuttovaiheessa 54 ja liukenematon jäännös uuttovaiheesta 50 uutetaan sopivasti edelleen paineuutto-vaiheesta 54 lisäsinkin talteenottamiseksi siitä.The first zinc concentrate can be easily extracted in a conventional roasting extraction process, as it contains at least 45% and preferably at least 50% zinc, has a relatively low copper content and usually a relatively low iron content, as is desirable in these processes. The zinc concentrate containing at least 20% zinc and having a higher copper and iron content is extracted in the pressure extraction step 54 and the insoluble residue from the extraction step 50 is suitably further extracted from the pressure extraction step 54 to further recover it therefrom.

EsimerkkiExample

Sulfidimalmi, joka sisälsi 1,33 % kuparia ja 1,26 % 35 sinkkiä, saatettiin jauhatus- ja vaahdotusvaiheisiin ja saatujen eri komponenttien analyysit esitetään seuraavassa taulukossa.Sulfide ore containing 1.33% copper and 1.26% 35 zinc was subjected to grinding and flotation steps and the analyzes of the various components obtained are shown in the following table.

7 713467 71346

Taulukko 1table 1

Komponentti % Cu % Zn % Cursta % Znrstä alkup. alkup.Component% Cu% Zn% Cursta% Znrstä orig. orig.

malmissa malmissa 5 1. Kuparirikaste 30,4 0,99 74,78 2,56 2. Sinkkirikaste viidennestä vaah- dotusvaiheesta 0,94 55,80 0,50 31,3 10 3. Toisesta vaahdotus- vaiheesta jäljelle jäänyt malmi 17,44 3,85 14,96 3,47 4. Viidennestä vaahdo-tuksesta jäljelle 15 jäänyt malmi 1,76 48,89 1,32 42,86 5. Kupari-sinkki-rikaste neljännestä vaahdotusvaiheesta 4,80 11,95 4,27 11,17 6. Jäte 0,06 0,118 4,17 8,64 20in ore in ore 5 1. Copper concentrate 30.4 0.99 74.78 2.56 2. Zinc concentrate from the fifth flotation stage 0.94 55.80 0.50 31.3 10 3. Ore remaining from the second flotation stage 17.44 3.85 14.96 3.47 4. Ore remaining from the fifth flotation 1.76 48.89 1.32 42.86 5. Copper-zinc concentrate from the fourth flotation stage 4.80 11.95 4.27 11 , 17 6. Waste 0.06 0.118 4.17 8.64 20

Komponentit 2, 4 ja 5 yhdistettiin sinkkirikaste-tuotteen muodostamiseksi, jossa oli 35,96 % sinkkiä ja 2,76 % kuparia. Komponentti 3 muodosti välirikastetuotteen, jossa oli 17,44 % kuparia ja 3,85 % sinkkiä. Näitä tuotteita 25 voidaan näin ollen helposti käsitellä kuvioon 3 viitaten kuvatulla tavalla.Components 2, 4 and 5 were combined to form a zinc concentrate product with 35.96% zinc and 2.76% copper. Component 3 formed an intermediate concentrate product with 17.44% copper and 3.85% zinc. These products 25 can thus be easily processed as described with reference to Figure 3.

Sama malmi saatettiin myös tavanmukaiseen vaahdotus-operaatioon kuparirikasteen ja jätteen muodostamiseksi ja näiden komponenttien analyysit esitetään taulukossa 2.The same ore was also subjected to a conventional flotation operation to form copper concentrate and waste, and analyzes of these components are shown in Table 2.

30 Taulukko 230 Table 2

Komponentti % Cu % Zn % Cu:sta % Znrstä alkup. alkup.Component% Cu% Zn% Cu% Znr from orig.

malmissa malmissa 1. Kuparirikaste 27,05 1,73 89,74 6,03 35 2. Sinkkirikaste 1,33 51,6 1,82 74,16 3. Jäte 0,12 0,267 8,44 19,81 8 71 346in ore in ore 1. Copper concentrate 27.05 1.73 89.74 6.03 35 2. Zinc concentrate 1.33 51.6 1.82 74.16 3. Waste 0.12 0.267 8.44 19.81 8 71 346

Sen sijaan että komponentit yhdistettäisiin yllä kuvatulla tavalla, komponentit voidaan valita käytettäväksi kuvioissa 4 ja 5 kuvatussa prosessissa. Komponentti 2, nimittäin viidennestä vaahdotusvaiheesta saatu sinkkirikas-5 te, sisältää noin 55 % sinkkiä ja voidaan näin ollen helposti käsitellä pasutus-uut.tovaiheissa. Komponentit 4 ja 5 voidaan yhdistää sinkkirikasteen muodostamiseksi, joka sisältää noin 30 % sinkkiä ja 3,3 % kuparia, ja jota voidaan näin ollen helposti käsitellä paineuuttovaiheessa 54. Kompo-10 nenttia 3 voidaan jälleen käyttää välirikasteena.Instead of combining the components as described above, the components may be selected for use in the process described in Figures 4 and 5. Component 2, namely the zinc-rich 5 obtained from the fifth flotation step, contains about 55% zinc and can thus be easily processed in the roasting extraction steps. Components 4 and 5 can be combined to form a zinc concentrate containing about 30% zinc and 3.3% copper, and can thus be easily treated in pressure extraction step 54. Component 3 can again be used as an intermediate concentrate.

lili

Claims

A process for the extraction of copper and zinc from copper and zinc-containing sulfide ores by subjecting the main ore to a flotation operation, wherein in a first flotation step (214) a first copper concentrate is floated, the first copper concentrate measured to a second flotation step (218). ) for flotation of a relatively zinc-free copper concentrate, the residual ore from the first flotation step (214) is measured to a third flotation step (220), the residual ore from the third flotation step (220) is measured to a fourth flotation step (222) a copper and zinc-containing material, that an intermediate concentrate containing about 5-25% copper and about 2-25% zinc, and a total of at least about 12% copper and zinc is prepared by selecting the residual ore from the second flotation step (218), the concentrate from the third flotation step (220) is measured to a fifth flotation step (224) to flotate a first zinc concentrate containing n at least about 45% zinc, and that a second zinc concentrate containing at least about 20% zinc is prepared by selecting the residual ore from the fifth flotation step (224) and the material containing copper and zinc from the fourth flotation step (222), that the first zinc concentrate is roasted in a roasting step (48), the roasted concentrate is leached in a leaching step (50) under acidic conditions to obtain a leaching solution and an insoluble ether, which are separated into a liquid / solid separation step, the unresolved the ether residue and the second zinc concentrate are cured in the leaching step (58) under oxidizing acidic conditions at elevated pressure.

2. A process according to claim 1, characterized in that from the leaching solution, unissolved zinc is removed to obtain a zinc-free solution, with which the intermediate concentrate is treated to dissolve the zinc thereof.