NO133812B

NO133812B -

Info

Publication number: NO133812B
Application number: NO921/73A
Authority: NO
Inventors: M C Kuhn; N Arbiter
Original assignee: Anaconda Co
Priority date: 1972-03-07
Filing date: 1973-03-07
Publication date: 1976-03-22
Also published as: ZM4073A1; DE2311242A1; CA998840A; FI58347C; AU472980B2; IN138729B; JPS4974601A; TR17677A; IN139440B; YU59473A; IT980494B; SE397204B; BE796324A; FR2175074B1; RO64661A; DE2311242C3; FR2175074A1; GB1404244A; DE2311242B2; AR203454A1

Abstract

Fremgangsmåte for gjenvinning av kobber, sink eller nikkel fra en malm inneholdende disse.Process for recovering copper, zinc or nickel from an ore containing these.

Description

Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte The present invention relates to a method

for gjenvinning av kobber, sink eller nikkel fra en malm inneholdende disse i form av et sulfidmineral i forbindelse med jernsulfid. for the recovery of copper, zinc or nickel from an ore containing these in the form of a sulphide mineral in connection with iron sulphide.

Vanlig praksis ved gjenvinning av kobber, sink og nikkel fra disse sulfidiske malmer omfatter å underkaste malmene en skumings fIotasjon for å oppnå et konsentrat av de verdifulle metallsulfider og å kassere verdiløse sulfider og silikater, aluminater og andre verdiløse gangarter i fIotasjonsavfallet. Konsentratene behandles på forskjellige måter, avhengig av de tilstedeværende metaller. Vanligvis blir kobber og nikkel fIotasjonskonsentrater smeltet for å oppnå kobber og nikkel metall, og sink fIotasjonskonsentratene rystes til oksyd og reduseres enten med karbon (koks) eller de utlutes med syre og reduseres til metall ved elektroutvinning. Common practice when recovering copper, zinc and nickel from these sulphidic ores involves subjecting the ores to a foaming flotation to obtain a concentrate of the valuable metal sulphides and discarding valueless sulphides and silicates, aluminates and other worthless gangues in the flotation waste. The concentrates are treated in different ways, depending on the metals present. Typically, copper and nickel flotation concentrates are smelted to obtain copper and nickel metal, and the zinc flotation concentrates are shaken to oxide and either reduced with carbon (coke) or they are leached with acid and reduced to metal by electroextraction.

Kun leilighetsvis er det foreslått å lute ut sulfidkonsentrater direkte for å oppnå en utlutningsoppløsning hvor- Only occasionally is it proposed to leach sulfide concentrates directly to obtain a leaching solution where

fra metallverdiene kan gjenvinnes, enten ved direkte kjemisk reduksjon eller elektrolytisk. En slik fremgangsmåte, foreslått i US-patenter nr. 2.576.314, 2.726.93^ og 2.822.263, omfatter utlutning av nikkel eller kobber konsentrater med ammoniakk i nærvær av luft i en autoklav ved høy temperatur og trykk-. Den resulterende kobber- eller nikkelholdige utlutningsoppløsning behandles i en autoklav ved høy temperatur og trykk med hydrogen eller karbon monoksyd for å felle ut nikkel eller kobber i fint oppdelt metallisk form. Den angitte fremgangsmåte har vært brukt med hell for å behandle relativt verdifulle nikkelkonsen-trater, men den har ikke vært økonomisk tilfredsstillende for behandling av kobberkonsentrater. from the metal values can be recovered, either by direct chemical reduction or electrolytically. One such method, proposed in US patents Nos. 2,576,314, 2,726,93^ and 2,822,263, comprises leaching nickel or copper concentrates with ammonia in the presence of air in an autoclave at high temperature and pressure. The resulting copper or nickel-containing leach solution is treated in an autoclave at high temperature and pressure with hydrogen or carbon monoxide to precipitate the nickel or copper in finely divided metallic form. The stated method has been used successfully to treat relatively valuable nickel concentrates, but it has not been economically satisfactory for treating copper concentrates.

Det er beskrevet en forbedret fremgangsmåte for utlutning av kobber-, nikkel- og sinkkonsentrater med en vandig ammoniakalsk oppløsning ved relativt lave temperaturer og ved trykk nær det atmosfæriske. Metallverdiene i utlutningsopp-løsningen ble gjenvunnet ved væskeionebytting, fulgt av elektro-lyse eller på en hvilken som helst annen egnet måte. An improved method for leaching copper, nickel and zinc concentrates with an aqueous ammoniacal solution at relatively low temperatures and at pressure close to atmospheric is described. The metal values in the leach solution were recovered by liquid ion exchange followed by electrolysis or by any other suitable means.

Det er også foreslått å behandle kobberkonsentrater med sterk (nær 100^-ig) svovelsyre for å omdanne metallsulfidene til sulfater med en viss frigjøring av elementært svovel. Kobber i konsentratene som behandles på denne måte gjenvinnes i en- sur kobbersulfatoppløsning, hvorfra det kan ekstraheres på mange forskjellige kjente måter. Mens denne fremgangsmåte teknisk er anvendbar, har den til nå dog ikke vist seg å være kommersielt gj ennomførbar. It has also been proposed to treat copper concentrates with strong (close to 100^-ig) sulfuric acid to convert the metal sulphides into sulphates with a certain liberation of elemental sulphur. Copper in the concentrates treated in this way is recovered in an acidic copper sulphate solution, from which it can be extracted in many different known ways. While this method is technically applicable, it has not yet proven to be commercially feasible.

Bortsett fra slik som beskrevet ovenfor omfatter Except as described above includes

alle kommersielle prosesser for gjenvinning av metallverdier fra fIotasjonskonsentrater ved utlutning en røsting av konsentratene til oksyder (med derav følgende utvikling av store mengder svoveldioksyd) og utlutning av det resulterende røstede produkt med svovelsyre eller en annen syre. Bortsett fra ved behandling av sinkkonsentrater før elektroutvinning av sink, er denne fremgangsmåte ikke funnet å ha noen kommersiell fordel i forhold til vanlige sulfid smeltningsteknikker. all commercial processes for the recovery of metal values from flotation concentrates by leaching a roasting of the concentrates to oxides (with the consequent evolution of large amounts of sulfur dioxide) and leaching of the resulting roasted product with sulfuric acid or another acid. Except in the treatment of zinc concentrates prior to zinc electrowinning, this process has not been found to have any commercial advantage over conventional sulphide smelting techniques.

Foreliggende oppfinnelse er rettet mot en modifikasjon av en fremgangsmåte for utlutning av sulfidmineralkonsentrater av kobber, sink eller nikkel ved eller nær atmosfærisk trykk og ved kun moderat forhøyede temperaturer med vandig ammoniakk-ammonium-sulfatoppløsning i nærvær av oksygen for å oppnå en utlutnings-oppløsning som inneholder metallverdier i oppløst form, komplekst bundet med ammoniakk. Ifølge denne oppfinnelsen blir den faste rest fra utlutningen etter oppløsningen av noe eller mesteparten av metallverdiene i de opprinnelige (primære) konsentrater under-kastet en sekundær skumingsfIotasjon for å oppnå et sekundært konsentrat av sulfidmineralene som passerte uoppløst gjennom utlutningen. På denne måte kan relativt verdiløse uoppløste sulfider og andre mineraler kasseres i avfallet fra den sekundære flotasjon, og det oppnås et sekundært konsentrat med forbedret kvalitet og redusert vekt som er utmerket egnet til ytterligere behandling. Dette sekundære konsentrat, avhengig av arten av det opprinnelige eller primære konsentrat, som behandles ved smelting, ved gjenutlutning, eller ved en hvilken som helst annen ønsket teknikk. Uansett hvilken behandlingsmetode som velges er konsentratet generelt av forbedret kvalitet for slik behandling sammenlignet med det primære konsentrat, og massen i forhold til det primære konsentrat er redusert så mye at det kun er nødvendig med relativt små anlegg. The present invention is directed to a modification of a method for leaching sulphide mineral concentrates of copper, zinc or nickel at or near atmospheric pressure and at only moderately elevated temperatures with an aqueous ammonia-ammonium-sulphate solution in the presence of oxygen to obtain a leaching solution which contains metal values in dissolved form, complexly bound with ammonia. According to this invention, the solid residue from the leach after the dissolution of some or most of the metal values in the original (primary) concentrates is subjected to a secondary foaming flotation to obtain a secondary concentrate of the sulphide minerals which passed undissolved through the leach. In this way, relatively worthless undissolved sulphides and other minerals can be discarded in the waste from the secondary flotation, and a secondary concentrate with improved quality and reduced weight is obtained which is excellently suitable for further treatment. This secondary concentrate, depending on the nature of the original or primary concentrate, is processed by melting, by re-leaching, or by any other desired technique. Regardless of which treatment method is chosen, the concentrate is generally of improved quality for such treatment compared to the primary concentrate, and the mass compared to the primary concentrate is reduced so much that only relatively small plants are required.

I henhold til dette frembringer foreliggende oppfinnelse en fremgangsmåte for gjenvinning av kobber, sink eller nikkel fra en malm inneholdende disse i form av et sulfidmineral i forbindelse med jernsulfid, der malmen behandles ved flotasjon for å oppnå et primært sulfidkonsentrat av mineralet sammen med dertil bundet jernsulfid, og utlutes med en vandig oppløsning inneholdende ammoniumsulfat og ammoniumhydroksyd ved en temperatur innen området 50-80°C og ved et trykk som ikke overstiger 0,7 kg/cm p i nærvær av fritt oksygen, og den resulterende anrikede utlutningsoppløsning separeres fra det gjenværende utlutede primærkonsentrat, og fremgangsmåten karakteriseres ved at utlutningen avsluttes mens en vesentlig mengde av uoppløst kobber, nikkel eller sink fortsatt er tilbake i de gjenværende utlutede primærkonsentrater, hvoretter de gjenværende utlutede primærkonsentrater underkastes en sekundær flotasjon for å oppnå et sekundærkonsentrat som inneholder kobber-, nikkel- eller sinkmineraler og en rest som inneholder jernsulfid som ved utlutningen er befridd for kobber-, nikkel- eller sinkmineraler. In accordance with this, the present invention provides a method for recovering copper, zinc or nickel from an ore containing these in the form of a sulphide mineral in connection with iron sulphide, where the ore is treated by flotation to obtain a primary sulphide concentrate of the mineral together with bound iron sulphide , and leached with an aqueous solution containing ammonium sulfate and ammonium hydroxide at a temperature in the range of 50-80°C and at a pressure not exceeding 0.7 kg/cm p in the presence of free oxygen, and the resulting enriched leaching solution is separated from the remaining leached primary concentrate, and the method is characterized by the leaching ending while a significant amount of undissolved copper, nickel or zinc still remains in the remaining leached primary concentrates, after which the remaining leached primary concentrates are subjected to a secondary flotation to obtain a secondary concentrate containing copper, nickel- or zinc mineral is also a residue containing iron sulphide, which has been freed from copper, nickel or zinc minerals during leaching.

De-uoppløste faststoffer som trekkes av fra utlutningstrinnet før disse underkastes den sekundære skumings-flotasjon bør vaskes fri for mesteparten av den ammoniakkalske utlutningsoppløsning, f.eks. ved filtrering og vasking, eller ved å underkaste oppslemmingen en motstrøms dekanteringsvasking, hvorved faststoffene fortykkes og vaskes, og hvor utlutnings-oppløsningen dekanteres fra disse ved kontinuerlig drift. De vaskede og filtrerte eller fortykkede faststoffer føres til det sekundære fIotasjonstrinn og vaskevæsken forenes fordelaktig med utlutningsopplø-sningen for behandling med henblikk på gjenvinning av oppløste metallverdier. The undissolved solids drawn off from the leaching step before being subjected to the secondary skimming flotation should be washed free of most of the ammoniacal leaching solution, e.g. by filtering and washing, or by subjecting the slurry to countercurrent decantation washing, whereby the solids are thickened and washed, and where the leaching solution is decanted from these by continuous operation. The washed and filtered or thickened solids are fed to the secondary flotation stage and the washing liquid is advantageously combined with the leaching solution for treatment with a view to recovering dissolved metal values.

Faststoffene fra utlutningstrinnet kan utlutes igjen enten før eller etter de er konsentrert-ved hjelp av det sekundære fIotasjonstrinn. Hvis det f.eks. er ønskelig å gjenvinne i det vesentlige alle oppløselige metallverdier (f.eks. kobber) fra de primære konsentrater og deretter å gjenvinne et i det vesentlige uoppløselig metallsulfid (f.eks. molybdenitt) i det sekundære konsentrat, kan det være ønskelig å underkaste faststoffresten fra utlutningstrinnet etter separering (f.eks. ved dekantering) av den primære utlutnings-oppløsning, en sekundær utlutning for i det vesentlige å full-stendiggjøre oppløsningen av de oppløselige sulfider før den uoppløselige rest fra utlutningen .vaskes, fortykkes og underkastes den sekundære flotasjon. Hvis det er ønskelig å sikre i det vesentlige total gjenvinning av et oppløselig metall ved utlutning og gjenutlutning mens massen av materialet som underkastes den andre utlutning skal holdes minimal kan alternativt de'faste rester fra en primær utlutning fortykkes, vaskes og underkastes den sekundære konsentrasjon og det sekundære konsentrat (merkbart redusert i vekt ved kassering av avfall av relativt verdiløse materialer slik som pyrit) kan deretter gjenutlutes i et sekundært utlutningstrinn for i det vesentlige å fullstendiggjøre oppløsningen av de oppløselige metallsulfider. The solids from the leaching step can be leached again either before or after they are concentrated - by means of the secondary flotation step. If it e.g. is it desirable to recover substantially all soluble metal values (e.g. copper) from the primary concentrates and then to recover a substantially insoluble metal sulphide (e.g. molybdenite) in the secondary concentrate, it may be desirable to subject the solid residue from the leaching step after separation (e.g. by decanting) of the primary leaching solution, a secondary leaching to essentially complete the dissolution of the soluble sulphides before the insoluble residue from the leaching is washed, thickened and subjected to the secondary flotation . If it is desired to ensure essentially total recovery of a soluble metal by leaching and re-leaching while the mass of the material subjected to the second leaching is to be kept to a minimum, alternatively the solid residues from a primary leaching can be thickened, washed and subjected to the secondary concentration and the secondary concentrate (significantly reduced in weight by discarding relatively worthless materials such as pyrite) can then be re-leached in a secondary leaching step to substantially complete the dissolution of the soluble metal sulphides.

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan benyttes med spesiell fordel for behandling av kobbersulf idkonsentrater Ofte inkluderer slike konsentrater en stor andel av partikler The method according to the invention can be used with particular advantage for treating copper sulphide concentrates Often such concentrates include a large proportion of particles

av relativt verdiløse sulfider slik som pyrit som på overflaten er belagt med kun et tynt sjikt av et kobbersulfid mineral. Slike konsentrater kan behandles ifølge oppfinnelsen ved å underkaste dem en- ammoniakalsk utlutning i den grad det er nødvendig å oppløse disse overflatebelegg ( og fordelaktig også kobbersulfidmineraler i slaggbestanddeler i de- primære konsentrater), men ikke i den grad som er nødvendig for å oppløse noe vesentlig av de relativt massive konsentratpartikler som hovedsakelig består av kobbersulfidmineraler. Etter en slik utlutning blir den faste rest vasket og fortykket, og den underkastes deretter den sekundære flotasjon for å oppnå et konsentrat som i hovedsaken er befridd fra uønsket pyrit og slam. Et slikt konsentrat har vanligvis adskillig mindre masse og meget høyere kvalitet enn det primære konsentrat. of relatively worthless sulphides such as pyrite which is coated on the surface with only a thin layer of a copper sulphide mineral. Such concentrates can be treated according to the invention by subjecting them to an ammoniacal leaching to the extent necessary to dissolve these surface coatings (and advantageously also copper sulphide minerals in slag components in de-primary concentrates), but not to the extent necessary to dissolve any substantially of the relatively massive concentrate particles which mainly consist of copper sulphide minerals. After such leaching, the solid residue is washed and thickened, and it is then subjected to secondary flotation to obtain a concentrate which is essentially freed from unwanted pyrite and sludge. Such a concentrate usually has considerably less mass and much higher quality than the primary concentrate.

Det kan behandles ved smelting eller ved gjenutlutning etter ønske. It can be processed by melting or by re-leaching as desired.

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan benyttes The method according to the invention can be used

med fordel også ved behandling av blandede konsentrater slik som kobber-nikkel eller kobber-sink sulfidkonsentrater. Kobberinnholdet i det primære konsentrat, spesielt den del with advantage also when treating mixed concentrates such as copper-nickel or copper-zinc sulphide concentrates. The copper content of the primary concentrate, especially that part

som foreligger i form chalkosit og kovellit oppløses noe lettere enn de vanlige sink og nikkelsulfidmineraler. Således kan det fremstilles en primær utlutningsoppløsning som er noe anriket på kobber i forhold til nikkel eller sink (selv om den inneholder både kobber og nikkel eller sink), og den faste rest fra utlutningen vil etter fortykning og vasking i den sekundære konsentrasjon gi et sulfidkonsentrat som er anriket noe på nikkel eller sink og tilsvarende utmagret på kobber i forhold til det primære konsentrat. En slik anrikning av den primære utlutningsoppløsning på kobber og i det sekundære konsentrat på sink eller nikkel, kan, selv om den ikke nødvendigvis er stor, tjene til å lette separering av metallverdiene i det primære konsentrat. which exists in the form of chalcosite and covellite dissolves somewhat more easily than the usual zinc and nickel sulphide minerals. Thus, a primary leaching solution can be produced that is somewhat enriched in copper in relation to nickel or zinc (even if it contains both copper and nickel or zinc), and the solid residue from the leaching will, after thickening and washing in the secondary concentration, give a sulphide concentrate which is somewhat enriched in nickel or zinc and correspondingly depleted in copper compared to the primary concentrate. Such an enrichment of the primary leach solution in copper and in the secondary concentrate in zinc or nickel, although not necessarily large, may serve to facilitate the separation of the metal values in the primary concentrate.

Når utlutningsoppløsningen inneholder både kobber When the leach solution contains both copper

og enten nikkel eller sink, kan behandling av en slik oppløsning med en væskeionebytter tjene til å ekstrahere kobber og å etter-late sink eller nikkel i laminatet, hvorfra de sistnevnte verdier kan gjenvinnes separat fra ammoniakken og ammonium-sulfatet. and either nickel or zinc, treatment of such a solution with a liquid ion exchanger may serve to extract copper and to leave zinc or nickel in the laminate, from which the latter values may be recovered separately from the ammonia and ammonium sulfate.

De ledsagende tegninger er flytdiagrammer som viser alternative utførelsesformer av prosessen ifølge oppfinnelsen, anvendt på et primært kobberkonsentrat råstoff. I det vesentlige den samme sekvens av prosesstrinn som er vist i disse flytdiagrammer kan også anvendes på primære nikkel og sink konsentrater. The accompanying drawings are flow charts showing alternative embodiments of the process according to the invention, applied to a primary copper concentrate raw material. Essentially the same sequence of process steps shown in these flow charts can also be applied to primary nickel and zinc concentrates.

Tegningene viser i: The drawings show in:

fig. 1 et flytdiagram av en utførelsesform ifølge oppfinnelsen hvori den sekundære flotasjon anvendes -på den faste rest fra en sekundær utlutning, fig. 1 a flow diagram of an embodiment according to the invention in which the secondary flotation is used -on the solid residue from a secondary leaching,

fig. 2 et flytdiagram av en utførelsesform ifølge oppfinnelsen hvori den sekundære flotasjon anvendes på den faste rest på en primær utlutning og hvori det sekundære konsentrat gjenutlutes for å gjenvinne sulfidmetallverdier, og fig. 2 a flow diagram of an embodiment of the invention in which the secondary flotation is applied to the solid residue of a primary leach and in which the secondary concentrate is re-leached to recover sulphide metal values, and

fig. 3 et flytdiagram av en utførelsesform ifølge oppfinnelsen, hvori kun en del av kobberverdiene ekstraheres fra det primære konsentrat ved utlutning, og den faste rest fra fig. 3 a flow diagram of an embodiment according to the invention, in which only part of the copper values are extracted from the primary concentrate by leaching, and the solid residue from

utlutningen behandles i den sekundære flotasjon for å oppnå the leachate is treated in the secondary flotation to achieve

et forbedret konsentrat for smelting. an improved concentrate for smelting.

Flytdiagrammet i fig. 1 skisserer en utførelsesform av oppfinnelsen som er egnet for behandling av et primært kobberkonsentrat som som metallverdier inneholder hovedsakelig, kobbersulfidmineraler (f.eks. chalkosit, chalkopyrit, cocellit, bornit osv.) med mindre mengder edelmetaller slik som" sølv og gull og en liten mengde av slike andre sulfidmaterialer som molybdenit og eventuelt galena. Fremgangsmåten ifølge fig. 1 medfører at mesteparten (f.eks. 95% eller mer) av kobberverdiene , vil gjenvinnes ved utlutning og at en liten del av kobberet sammen med de andre stoffer vil gjenvinnes i det sekundære fIotasj onskonsentrat. The flow chart in fig. 1 outlines an embodiment of the invention which is suitable for the treatment of a primary copper concentrate containing as metal values mainly, copper sulphide minerals (e.g. chalcosite, chalcopyrite, cocellite, bornite, etc.) with minor amounts of precious metals such as "silver and gold" and a small quantity of such other sulphide materials as molybdenite and possibly galena. The method according to Fig. 1 means that the majority (e.g. 95% or more) of the copper values will be recovered by leaching and that a small part of the copper together with the other substances will be recovered in the secondary flotation concentrate.

Det primære konsentrat omdannes først til en oppslemming i tilbakeført vandig ammoniumsulfatoppløsning som inneholder en liten mengde fri ammoniakk. Forholdet mellom fast-, stoffer og væske i oppslemmingen er ikke vesentlig, men kan ligge i områdets 10-20 ve kt-55 faststoffer, f.eks. 15%. Heller ikke er konsentrasjonen av ammoniakk eller ammoniumsulfat vesentlig ved oppslemmingsdannelsen. Ammoniumsulfat fremstilles i løpet av prosessen, og ammoniakken tilsettes under utlutningen, hvorfra en hvilken som helst konsentrasjon av ammoniumsulfatopp-løsning som er tilgjengelig i tilbakeføringsvæsken kan benyttes for å danne oppslemmingen. The primary concentrate is first converted to a slurry in recycled aqueous ammonium sulfate solution containing a small amount of free ammonia. The ratio between solids, substances and liquid in the slurry is not significant, but can lie in the area of 10-20 ve kt-55 solids, e.g. 15%. Nor is the concentration of ammonia or ammonium sulphate significant when the slurry is formed. Ammonium sulfate is produced during the process, and the ammonia is added during the leaching, from which any concentration of ammonium sulfate solution available in the return liquor can be used to form the slurry.

Oppslemmingen føres deretter til den primære utlutning som helst gjennomføres slik som beskrevet i norsk søknad nr. 882/73 • Dette medfører føring av oppslemmingen gjennom en serie separat lukkede utlutningstanker i hver av hvilke trykket er under 0,7 kg/cm <2> manometertrykk (helst under 0,56 kg/cm<2 >manometertrykk) og temperaturen er innen området 50-80°C. Temperaturen er nær den nedre grense av dette området i den fø-rste tank i serien, og øker noen °C i hver etterfølgende tank. Oppslemmingen omrøres heftig i hver tank mens det tilføres oksygen til hver tank, og-mens det også tilføres ammoniakk til i det minste den første eller de første få tanker i serien. Mengden av ammoniakk som tilføres sammenholdes med temperaturen i- oppslemmingen slik at de kombinerte vanndamp og ammoniakk partialtrykk er minst f.eks. 0,35 - 0,56 kg/cm o under det totale trykk, ikke overstigende 0,7 kg/cm 2 manometertrykk i systemet. I tillegg til disse partialtrykk kommer oksygen-trykket. Ved de foretrukne temperaturer tilsvarer mengden av ammoniakk som kan mates til systemet uten å gå ut over den antydede grense en pH-verdi i oppslemmingen innen området 9-11. The slurry is then fed to the primary leaching, which is preferably carried out as described in Norwegian application no. 882/73 • This entails feeding the slurry through a series of separately closed leaching tanks in each of which the pressure is below 0.7 kg/cm <2> manometer pressure (preferably below 0.56 kg/cm<2 >manometer pressure) and the temperature is within the range 50-80°C. The temperature is close to the lower limit of this range in the first tank in the series, and increases a few °C in each subsequent tank. The slurry is stirred vigorously in each tank while oxygen is supplied to each tank, and while ammonia is also supplied to at least the first or first few tanks in the series. The amount of ammonia supplied is compared to the temperature in the slurry so that the combined water vapor and ammonia partial pressures are at least e.g. 0.35 - 0.56 kg/cm o below the total pressure, not exceeding 0.7 kg/cm 2 manometer pressure in the system. In addition to these partial pressures comes the oxygen pressure. At the preferred temperatures, the amount of ammonia that can be fed to the system without exceeding the indicated limit corresponds to a pH value in the slurry in the range of 9-11.

Utlutningsreaksjonen skjer hurtig og eksotermt i den første tank eller de første tanker i serien, og for å opp-rettholde den nødvendige temperatur kan det være nødvendig med avkjøling av oppslemmingen ved hjelp av kjøleviklinger eller en kjølekappe i eller rundt tanken. I den siste eller i de siste tanker der utlutningen skjer langsommere er det vanligvis mulig å la ammoniakktilførselen bero på det som tilføres i oppløsning fra foregående tanker slik at ammoniakk ikke behøver å tilsettes til de siste tanker i serien. Videre kan det være nødvendig å tilføre noe varme til oppslemmingen ved hjelp av varmeviklinger eller varmekapper'for å holde den ønskede temperatur i disse tanker. The leaching reaction takes place quickly and exothermicly in the first tank or the first tanks in the series, and in order to maintain the required temperature it may be necessary to cool the slurry using cooling coils or a cooling jacket in or around the tank. In the last or in the last tanks where the leaching takes place more slowly, it is usually possible to let the ammonia supply depend on what is added in solution from previous tanks so that ammonia does not need to be added to the last tanks in the series. Furthermore, it may be necessary to add some heat to the slurry by means of heating coils or heating jackets in order to maintain the desired temperature in these tanks.

Oksygen (helst kommersiell ren oksygen) tilsettes til alle tanker i serien, og slik som bemerket ovenfor justeres temperaturen og ammoriiakkinhholdet i oppslemmingen i hver tank, slik at de kombinerte partialtrykk av ammoniakk, vanndamp og mertgasser er minst omkring 0,35 kg/cm 2 under det totale trykk i systemet slik at det vil være et partialtrykk på minst omkring 0,35 kg/cm 2 oksygen i atmosfæren over oppslemmingen i hver tank. Oxygen (preferably commercial pure oxygen) is added to all tanks in the series, and, as noted above, the temperature and ammonia content of the slurry in each tank is adjusted so that the combined partial pressures of ammonia, water vapor and mart gases are at least around 0.35 kg/cm 2 below the total pressure in the system so that there will be a partial pressure of at least about 0.35 kg/cm 2 of oxygen in the atmosphere above the slurry in each tank.

Oppslemmingen i hver tank omrøres heftig og videre blir oksygenet i atmosfæren over overflaten av oppslemmingen i hver tank heftig resirkulert til en vesentlig dybde under overflaten. Slik omrøring og resirkulering av oksygenet kan begge deler gjennomføres ved en egnet kraftig "sub-aeration" impeller som er anbragt i hver utlutningstank. The slurry in each tank is stirred vigorously and further the oxygen in the atmosphere above the surface of the slurry in each tank is vigorously recycled to a significant depth below the surface. Such stirring and recycling of the oxygen can both be carried out by a suitable powerful "sub-aeration" impeller which is placed in each leaching tank.

Den primære utlutningstid kan være 3-6 timer, karakteristisk 5 timer for gjennomgangstiden for oppslemmingen gjennom en serie på 5 utlutningstanker. Under dette tidsrom vil mesteparten av de lettere oppløselige kobbersulfidmineraler (f.eks. chalkosit og covellit) oppløses og likeså i det minste en del av de vanskeligere oppløselige mineraler (f.eks. bortnit, chalkopyrit og enargit). Kobberet går i oppløsning som kobberammoniumsulfat. En vesentlig andel av de mere vanskelig oppløselige kobbermineraler og i det vesentlige all molybdenit og pyrit blir fortsatt uoppløst. På samme måte vil tilstedeværende galena (blysulfid) forbli i resten, enten som galena eller som et omdanningsprodukt. The primary leaching time can be 3-6 hours, typically 5 hours for the transit time of the slurry through a series of 5 leaching tanks. During this time, most of the more easily soluble copper sulphide minerals (e.g. chalcosite and covellite) will dissolve and likewise at least some of the more difficult to dissolve minerals (e.g. bortnite, chalcopyrite and enargite). The copper dissolves as copper ammonium sulphate. A significant proportion of the more difficult-to-dissolve copper minerals and essentially all molybdenite and pyrite remain undissolved. Likewise, any galena (lead sulphide) present will remain in the residue, either as galena or as a transformation product.

Ved slutten av den primære utlutning blir faststoffene hovedsakelig separert fra den mettede utlutnings-oppløsning ved dekantering i en fortykker, og den mettede oppløsning føres til behandling for gjenvinning av de opp-løste kobberverdier. De fortykkede faststoffer blir etter gjenoppslemming med tilbakeført ammoniumsulfatoppløsning ført til en sekundær utlutning som gjennomføres stort sett på At the end of the primary leaching, the solids are mainly separated from the saturated leaching solution by decanting in a thickener, and the saturated solution is sent to treatment for recovery of the dissolved copper values. The thickened solids are, after re-slurrying with returned ammonium sulphate solution, taken to a secondary leaching which is mostly carried out on

samme måte som den primære utlutning, men vanligvis i en enkelt lukket utlutningstank eller eventuelt i en serie på same way as the primary leaching, but usually in a single closed leaching tank or possibly in a series

kun to slike tanker. Her holdes temperaturen over 65°C, opptil 80°C, (opptil 90°C hvis nikkel eller sink konsentrater behandles) og både ammoniakk og oksygen tilføres. Igjen holdes imidlertid ammoniakk konsentrasj-orten lav nok, slik at summen av dennes partialtrykk og den til vanndampen er minst f.eks. 0,35 til 0,56 kg/cm under det totale trykk i systemet, hvilket trykk ikke overskrider 0,7 kg/cm 2 manometertrykk og helst er under 0,56 kg/cm 2. En typisk tid som er nødvendig for.den-sekundære utlutning er omkring 6 timer. Slik som ved den primære utlutning blir oppslemmingen i den sekundære utlutningstank (eller tanker) omrørt heftig, og oksygen resirkuleres heftig fra atmosfæren over overflaten av oppsiemmingen og til en vesentlig dybde i oppslemmingen. only two such thoughts. Here the temperature is kept above 65°C, up to 80°C, (up to 90°C if nickel or zinc concentrates are processed) and both ammonia and oxygen are supplied. Again, however, the ammonia concentration is kept low enough, so that the sum of its partial pressure and that of the water vapor is at least e.g. 0.35 to 0.56 kg/cm below the total pressure in the system, which pressure does not exceed 0.7 kg/cm 2 gauge pressure and preferably is below 0.56 kg/cm 2. A typical time required for.den -secondary leaching is around 6 hours. As in the primary leaching, the slurry in the secondary leaching tank (or tanks) is vigorously agitated, and oxygen is vigorously recycled from the atmosphere above the surface of the slurry and to a significant depth of the slurry.

Etter den sekundære utlutning vil mesteparten av kobberinnholdet i det opprinnelige primære konsentrat råstoff være oppløst, og tilbake i uoppløst form forblir kun de i det vesentlige uoppløselige sulfider slik som pyrit, molybdenit, galena, eller dettes uoppløselige reaksjonsprodukter, og kanskje 1- 5% av det opprinnelige kobberinnhold, det sistnevnte hovedsakelig tilstede i form av vanskelig oppløselige' sulfider slik som enargit. All opprinnelig tilstedeværende pyrotit vil også forbli hovedsakelig uoppløst. Selvfølgelig vil alle gangartmineraler slik som silisiumoksyd og silikater av aluminiumoksyd og magnesiumoksyd som kan ha vært tilstede i de primære konsentrater forbli uoppløst. After the secondary leaching, most of the copper content in the original primary concentrate raw material will be dissolved, and back in undissolved form only the essentially insoluble sulfides such as pyrite, molybdenite, galena, or their insoluble reaction products will remain, and perhaps 1-5% of the original copper content, the latter mainly present in the form of difficult-to-dissolve sulphides such as enargite. Any pyrrhotite originally present will also remain largely undissolved. Of course, any trace minerals such as silica and silicates of alumina and magnesia that may have been present in the primary concentrates will remain undissolved.

Oppslemmingen fra den sekundære utlutning underkastes en motstrøms dekanteringsvasking for å separere faststoffene fra utlutningsoppløsningen og for å danne en fortykket vasket masse av de uoppløste faststoffer. Den sekundære utlutningsoppløsning forenes med den primære utlutningsopp-løsning for å gjenvinne de oppløste metallverdier og de fortykkede vaskede faststoffer føres til en sekundær flotasjon. The slurry from the secondary leach is subjected to a countercurrent decanter wash to separate the solids from the leach solution and to form a thickened washed mass of the undissolved solids. The secondary leaching solution is combined with the primary leaching solution to recover the dissolved metal values and the thickened washed solids are passed to a secondary flotation.

Flotasjonen av faststoffene gjennomføres ved bruk The flotation of the solids is carried out during use

av vanlige fIotasjonsapparaturer, reagenser og teknikker for konsentrering av metallsulfidverdier som er tilstede og for kassering av sulfider.med lav verdi slik som pyrit. F.eks. fortynnes den fortykkede masse fra motstrøms dekanterings-vaskingen til en tetthet som er egnet for flotasjon, og hvis den inneholder kobbersulfidmineraler sammen med molybdenit (eller galena eller begge deler) kan den underkastes flotasjon ved bruk av en xantat kollektor for å oppnå et sekundært konsentrat som inneholder mesteparten av molybdenitet og kobberet (pluss eventuelt tilstedeværende galena) og et avfall som inneholder mesteparten av pyrittet, pyrotitet og gangart mineralene. De sistnevnte kasseres og det sekundære konsentrat behandles of common flotation apparatus, reagents and techniques for concentrating metal sulphide values present and for discarding low value sulphides such as pyrite. E.g. the thickened mass from the countercurrent decanter wash is diluted to a density suitable for flotation and if it contains copper sulphide minerals along with molybdenite (or galena or both) it can be subjected to flotation using a xanthate collector to obtain a secondary concentrate which contains most of the molybdenum and copper (plus any galena present) and a tailings containing most of the pyrite, pyrrhotite and gangue minerals. The latter are discarded and the secondary concentrate is treated

for gjenvinning av metall. Disse inneholder slike stoffer som galena og kan underkastes en ytterligere selektiv flotasjon for å gjenvinne galena i et separat konsentrat, eller denne separering kan skje i løpet av den sekundære flotasjon. for metal recycling. These contain such substances as galena and can be subjected to a further selective flotation to recover the galena in a separate concentrate, or this separation can take place during the secondary flotation.

Massen av det sekundære konsentrat vil generelt The mass of the secondary concentrate will generally

være liten i forhold til den i det primære konsentrat, og behandlingen forenkles tilsvarende. Hvis f.eks. det primære konsentrat inneholder 30% kobber og 0,1% molybden som molybdenit, vil det sekundære konsentrat typisk inneholde omkring 10% molybden og 30% kobber, noe som gjør separeringen av molybdenit fra kobber ved hjelp av vanlig molybdenitfIotasjon med depresjon av kobberet relativt lett. Etter separering av molybdenit kan resten av det sekundære konsentrat sendes til en kobber-smelter for gjenvinning av kobberinnholdet. be small compared to that in the primary concentrate, and the treatment is simplified accordingly. If e.g. the primary concentrate contains 30% copper and 0.1% molybdenum as molybdenite, the secondary concentrate will typically contain around 10% molybdenum and 30% copper, which makes the separation of molybdenite from copper using ordinary molybdenite flotation with depression of the copper relatively easy . After separation of molybdenite, the remainder of the secondary concentrate can be sent to a copper smelter for recovery of the copper content.

De forenede mettede oppslemmingen fra den primære The combined saturated slurry from the primary

og sekundære utlutning blir med fordel behandlet med en væskeionebytter som foretrukket tar opp kobber fra en alkalisk opp-løsning. Det er kjent flere slike væskeionebyttere og de er kommersielt oppnåelige og en hvilken som helst av disse kan benyttes med hell. De er vanligvis oppløst i et organisk oppløsningsmiddel og fortynnet med et vannublandbart organisk and secondary leaching is advantageously treated with a liquid ion exchanger which preferably takes up copper from an alkaline solution. Several such liquid ion exchangers are known and commercially available and any one of these can be used successfully. They are usually dissolved in an organic solvent and diluted with a water-immiscible organic

fortynningsmiddel slik som kerosen.. Den mettede vandige utlutningsoppløsning omrøres med den organiske ionebytter-oppløsning, vanligvis i flere etter hverandre følgende ekstrak-:sjonstrinn. Det resulterende i det vesentlige kobberfrie raffinat inneholder ammoniumsulfat og restammoniakk og utgjør tilbakeføringsvæsken som benyttes for å danne oppslemming med det primære konsentrat. En sidestrøm fra raffinattilbake-føringen behandles for å fjerne overskytende sulfat som er opp-løst i løpet av utlutningen og for å gjenvinne ammoniakk kombinert med dette sulfatet. Dette kan f.eks. skje ved utfelling . av sulfatet som gips ved hjelp av kalk og ved å koke ammoniakken fra den resulterende oppløsning. diluent such as kerosene. The saturated aqueous leach solution is stirred with the organic ion exchange solution, usually in several consecutive extraction steps. The resulting substantially copper-free raffinate contains ammonium sulfate and residual ammonia and forms the return liquid used to form slurry with the primary concentrate. A side stream from the raffinate recycle is treated to remove excess sulfate dissolved during leaching and to recover ammonia combined with this sulfate. This can e.g. happen by precipitation. of the sulphate as gypsum by means of lime and by boiling the ammonia from the resulting solution.

Den anrikede organiske fase- fra væskeionebyttingen føres til et si;rippetrinn, hvor kobberet fortrenges fra en sterk svovelsyreoppløsning (brukt elektrolytt fra et etterfølgende elektroutvinningstrinn). Den strippede kobberfrie organiske fase føres deretter til væskeionebyttingstrinnet som vanlig. The enriched organic phase from the liquid ion exchange is fed to a sieving step, where the copper is displaced from a strong sulfuric acid solution (used electrolyte from a subsequent electrorecovery step). The stripped copper-free organic phase is then fed to the liquid ion exchange step as usual.

Den mettede svovelsure oppløsning som inneholder kobberet som er strippet fra iohebytteren føres til et vanlig elektroutvinningstrinn. Her blir kobberet elektroavsatt fra oppløsningen, ved bruk av uoppløselige anoder som kobberkatoder som er egnet til smelting og støping til standard kobberbarrer for markedsføring. Den brukte elektrolytt supplert med syre som et resultat av de elektrolytiske cellereaksjoner, .føres tilbake til ionebytter strippingstrinnet slik som beskrevet ovenfor. The saturated sulfuric acid solution containing the copper stripped from the ion exchanger is passed to a conventional electrorecovery step. Here, the copper is electrodeposited from the solution, using insoluble anodes as copper cathodes which are suitable for melting and casting into standard copper ingots for marketing. The spent electrolyte, supplemented with acid as a result of the electrolytic cell reactions, is returned to the ion exchange stripping step as described above.

Flytdiagrammet i fig. 2 skisserer en utførelsesform av oppfinnelsen som er egnet til behandling av et primært kobberkonsentrat av lav kvalitet og som kun inneholder kobbersulf idmineraler eller eventuelt slike mineraler forbundet med sinksulfid. Fremgangsmåten ifølge fig. 2 omfatter bruk av et sekundært fIotasjonstrinn for å forenkle gjenvinning av metallverdier i det primære konsentrat ved hjelp av en sekundær utlutning. The flow chart in fig. 2 outlines an embodiment of the invention which is suitable for treating a primary copper concentrate of low quality and which only contains copper sulphide minerals or possibly such minerals associated with zinc sulphide. The method according to fig. 2 includes the use of a secondary flotation step to facilitate the recovery of metal values in the primary concentrate by means of a secondary leaching.

Det primære konsentratråstoff, som f.eks. inneholder 20% kobber, meget av dette i form av slam eller overflatiske belegg på pyritpartikler, og eventuelt 1% sink (sfalerit) eller noen prosent nikkel (pentlandit) oppslemmes slik som beskrevet ovenfor med tilbakeført ammoniakk-ammoniumsulfat væske for å The primary concentrate raw material, such as contains 20% copper, much of this in the form of sludge or surface coatings on pyrite particles, and possibly 1% zinc (sphalerite) or a few percent nickel (pentlandite) is slurried as described above with returned ammonia-ammonium sulfate liquid to

oppnå en oppslemming som inneholder f .-eks.. 15% faststoffer. obtain a slurry containing, for example, 15% solids.

Den resulterende oppslemming føres til et primært utlutningstrinn som, slik som beskrevet i -forbindelse med fig. 1, kan gjennomføres i en serie på omkring 5 lukkede utlutningstanker. Ammoniakk og kommersielt oppnåelig rent oksygen tilsettes til oppløsningen under utlutning. Ammoniakkbehovet til-føres kun til den første eller de første to tanker i serien, mens oksygen tilsettes.til alle tanker. Temperaturer og andre betingelser for utlutningen er slik som beskrevet i forbindelse med fig. 1, og det må sørges for at temperaturen og innholdet av fri ammoniakk i hver tank er slik at summen av partialtrykkene av ammoniakk, vanndamp og inerte gasser er minst omkring 0,35 kg/cm 2under det trykk som oppstår i systemet ved oksygentil-førsel slik at partialtrykket av oksygen i hver tank omtrent har denne verdi. The resulting slurry is fed to a primary leaching step which, as described in connection with fig. 1, can be carried out in a series of about 5 closed leaching tanks. Ammonia and commercially available pure oxygen are added to the solution during leaching. The ammonia requirement is only added to the first or the first two tanks in the series, while oxygen is added to all tanks. Temperatures and other conditions for the leaching are as described in connection with fig. 1, and it must be ensured that the temperature and content of free ammonia in each tank is such that the sum of the partial pressures of ammonia, water vapor and inert gases is at least around 0.35 kg/cm 2 below the pressure that occurs in the system when oxygen is supplied so that the partial pressure of oxygen in each tank has approximately this value.

I et typisk tilfelle oppløses omkring 80-90% av kobberet og meget av sinken eller nikkelet i det primære konsentrat under den primære utlutning med et vekttap for faststoffer på kanskje 50%. Utslippet fra den siste utlutningstank føres til en motstrøms dekanteringsvasking og når den mettede utlutnings-oppløsning er separert og vasket fra faststoffene, blir de siste samlet som et fortykket slam. Utlutningsoppløsningen føres til et væskeionebyttingstrinn for å gjenvinne de oppløste metallverdier og faststoffene blir etter fortynning til en egnet flota-sjonsmassetetthet ført til et fIotasjonstrinn. In a typical case, about 80-90% of the copper and much of the zinc or nickel is dissolved in the primary concentrate during the primary leaching with a weight loss for solids of perhaps 50%. The discharge from the last leaching tank is fed to a countercurrent decanting wash and when the saturated leaching solution is separated and washed from the solids, the latter are collected as a thickened sludge. The leaching solution is fed to a liquid ion exchange step to recover the dissolved metal values and the solids, after dilution to a suitable flotation mass density, are fed to a flotation step.

Flotasjonstrinnet gjennomføres på vanlig måte for The flotation step is carried out in the usual way for

å gjenvinne metallsulfidverdier i et sekundært konsentrat og for å kunne kassere gangartbestanddeler og de verdiløse sulfider i de primære konsentrater.- Ved bruk av vanlige xantatkollektorer og standard fIotasjonsbetingelser blir rest.kobbersulfidmineraler (hovedsakelig relativt vanskelig oppløselige mineraler slik som energit og chalkopyrit) og uoppløste sinksulfidmineraler i det vesentlige totalt samlet i et sekundært konsentrat som inneholder f.eks. 25% kobber. Pyrit som er fri for overflatebelegg av verdifulle mineraler samt restgangart bestanddeler hvorfra adherende kobber eller sinksulfider er lutet ut, kasseres i fIotasjonsavfallet. to recover metal sulphide values in a secondary concentrate and to be able to dispose of gangue constituents and the worthless sulphides in the primary concentrates.- When using ordinary xanthate collectors and standard flotation conditions, residual copper sulphide minerals (mainly relatively difficult to dissolve minerals such as energite and chalcopyrite) and undissolved zinc sulphide minerals are essentially totally collected in a secondary concentrate containing e.g. 25% copper. Pyrite that is free of surface coatings of valuable minerals as well as residual constituents from which adhering copper or zinc sulphides have leached out, is discarded in the flotation waste.

Massen av de sekundære fIotasjonskonsentrater vil være redusert ned til 10-15% av det opprinnelige råstoffkonsen-trat, og til 1/3 eller mindre av massen av faststoffene fra den første utlutning. Dette lille volum av sekundære konsentrater, inneholdende i det vesentlige alt fremdeles uoppløst kobber, pluss uoppløste sinkverdier, er et ideelt råstoff for et lite sekundært utlutningstrinn, hvortil det føres. The mass of the secondary flotation concentrates will be reduced to 10-15% of the original raw material concentrate, and to 1/3 or less of the mass of the solids from the first leaching. This small volume of secondary concentrates, containing essentially all still undissolved copper, plus undissolved zinc values, is an ideal feedstock for a small secondary leaching step, to which it is fed.

På grunn av det lille volum av det sekundære konsentrat kan den sekundære utlutning vanligvis gjennomføres i en enkelt kompakt utlutningstank. Utlutningsbetingelsene er i det vesentlige slik som beskrevet ovenfor under henvisning til fig. 1. Temperaturen er like høy eller høyere enn under de første få trinn av den primære utlutning for å favorisere i det vesentlige total oppløsning av kobber ( og sink eller nikkel) sulfider. Utlutningstiden kan økonomisk være opp til samme lengde som for hele den primære utlutning (5 eller 6 timer) i lys av det lille volum av sekundært konsentrat. Because of the small volume of the secondary concentrate, the secondary leaching can usually be carried out in a single compact leaching tank. The leaching conditions are essentially as described above with reference to fig. 1. The temperature is as high or higher than during the first few stages of the primary leaching to favor essentially total dissolution of copper (and zinc or nickel) sulfides. The leaching time can economically be up to the same length as for the entire primary leaching (5 or 6 hours) in light of the small volume of secondary concentrate.

Etter den sekundære utlutning blir oppslemmingen After the secondary leaching, the slurry becomes

fra utlutningstanken filtrert (og de filtrerte faststoffer vasket hvis ønskelig). På grunn av det lille volum av faststoffer som blir igjen etter den sekundære utlutning (typisk kun omkring 40/J av det sekundære konsentrat) er det igjen nød-vendig kun med relativt enkel filtrering og drift i liten måle-stokk for å separere faststoffene fra utlutningsoppløsningen. Den sistnevnte forenes med den primære utlutningsoppløsning from the leaching tank filtered (and the filtered solids washed if desired). Due to the small volume of solids that remain after the secondary leaching (typically only around 40/J of the secondary concentrate) it is again necessary only with relatively simple filtration and operation on a small scale to separate the solids from the leaching solution. The latter is combined with the primary leaching solution

for behandling i væskeionebyttingstrinnet, og de filtrerte faststoffer kasseres eller de føres til ytterligere behandling hvis de inneholder slike gjenvinnbare stoffer som edelmetaller. for treatment in the liquid ion exchange step, and the filtered solids are discarded or they are taken to further treatment if they contain such recoverable substances as precious metals.

Behandlingen av den mettede oppløsning fra den primære og sekundære utlutning ved oppløsningsmiddel ionebytting og elektroutvinning er i alle vesentlige henseende den samme som beskrevet ovenfor under henvisning til fig. 1. Sink eller nikkel som er oppløst under utlutningen, forblir i raffinatet fra væskeionebyttingen og kan gjenvinnes fra tappestrømmen som behandles for fjerning av overskytende sulfat og gjenvinning av ammoniakk. F.eks. kan sink etter utfelling av sulfatet gjenvinnes samtidig med nedkoking av restoppløsning for gjenvinning av ammoniakk. The treatment of the saturated solution from the primary and secondary leaching by solvent ion exchange and electroextraction is in all essential respects the same as described above with reference to fig. 1. Zinc or nickel dissolved during leaching remains in the raffinate from the liquid ion exchange and can be recovered from the bottom stream which is treated to remove excess sulfate and recover ammonia. E.g. zinc can be recovered after precipitation of the sulphate at the same time as the residual solution is boiled down for the recovery of ammonia.

Alternativt kan sink felles ut ved behandling av tappestrømmen med karbondioksyd under trykk (f.eks. 0,7-3,5 kg/cm<2>) for å felle ut et komplekst basisk sinkkarbonat som kan filtreres av eller separeres på annen måte fra oppløsningen. Restoppløsningen kan deretter underkastes gipsutfelling med kalk, fulgt av koking for å gjenvinne ammoniakk. Alternatively, zinc can be precipitated by treating the tap stream with carbon dioxide under pressure (eg 0.7-3.5 kg/cm<2>) to precipitate a complex basic zinc carbonate which can be filtered off or otherwise separated from the resolution. The residual solution can then be subjected to gypsum precipitation with lime, followed by boiling to recover ammonia.

Nikkel kan, hvis det er tilstede, gjenvinnes ved Nickel, if present, can be recovered by wood

å behandle hele raffinatet eller tappestrømmen i et ytterligere ionebyttingstrinn for å ekstrahere nikkel, hvoretter det nikkel-frie raffinat behandles for fjerning av overskytende sulfat og for ammoniakkgjenvinning. Nikkel kan også gjenvinnes fra tappe-strømmen etter utfelling av overskytende sulfat som gips og samtidig med koking av oppløsningen for å gjenvinne ammoniakk-innholdet. treating the entire raffinate or tap stream in a further ion exchange step to extract nickel, after which the nickel-free raffinate is treated to remove excess sulfate and for ammonia recovery. Nickel can also be recovered from the tap stream after precipitation of excess sulphate as gypsum and at the same time boiling the solution to recover the ammonia content.

Det er ikke nødvendig å gjenvinne all sink eller nikkel fra raffinatet. Hvis en vesentlig andel av disse stoffer føres tilbake til utlutningstrinnet, er dette ikke til skade. Det er kun nødvendig å gjenvinne så mye av sink og nikkel at man unngår en overdreven oppbygning av disse metaller i ut-lutningsoppløsningen. It is not necessary to recover all zinc or nickel from the raffinate. If a significant proportion of these substances is returned to the leaching step, this is not harmful. It is only necessary to recover so much zinc and nickel that an excessive build-up of these metals in the leaching solution is avoided.

Plytdiagrammet i fig. 3 viser en utf ørelsesfo-rm av oppfinnelsen som er godt tilpasset til behandlingen av lav-kvalitetskonsentrater for å forbedre kvaliteten for smelting eller for å øke mengden av konsentrater som kan behandles for kobbergjenvinning kombinert med en eksisterende smelter' uten å måtte øke smelterkapasiteterr eller mengden av soveldioksyd-utslippet. Fremgangsmåten ifølge fig. 3 omfatter bruk av et sekundært fIotasjonstrinn for å oppnå et høykvalitets kobber-råstoff til smelting mens massen av råstoffet reduseres, eller for å øke tonnasjen av primærkonsentrater som behandles uten å øke tonnasjen av konsentratråstoff til smelting. Her igjen kan de primære konsentrater inneholde i det vesentlige kun kobber s-om metall som skal gjenvinnes eller de kan inneholde gjenvinnbare konsentrasjoner av sink eller nikkel. The plot diagram in fig. 3 shows an embodiment of the invention which is well adapted to the processing of low-quality concentrates to improve the quality for smelting or to increase the amount of concentrates that can be processed for copper recovery combined with an existing smelter without having to increase smelter capacities or the amount of the sulfur dioxide emission. The method according to fig. 3 involves the use of a secondary flotation step to obtain a high quality copper feedstock for smelting while reducing the mass of the feedstock, or to increase the tonnage of primary concentrates processed without increasing the tonnage of concentrate feedstock for smelting. Here again, the primary concentrates may contain essentially only copper, the metal to be recovered, or they may contain recoverable concentrations of zinc or nickel.

Det primære konsentratråstoff omdannes til en oppslemming med tilbakeført ammoniakk-ammoniumsulfatoppløsning slik som beskrevet ovenfor. Den resulterende oppslemming føres deretter til et utlutningstrinn som gjennomføres i det vesentlige slik som beskrevet ovenfor i forbindelse med fig. 1. Hoved-forskjellen er at det i fremgangsmåten ifølge fig. 3 ikke er ment at en så høy ekstraksjon av kobber og andre oppløselige metallverdier til utlutningsoppløsningen skal oppnås som i prosessene ifølge fig. 1 og 2. F.eks. kan det være ønskelig å gjenvinne kun halvparten eller sogar mindre av kobberinnholdet i det primære konsentrat i utlutningsoppløsningen. Som et resultat kan antallet utlutningstanker i serien reduseres vesentlig, og således kan en enkelt utlutningstank i enkelte tilfelle være tilstrekkelig. Bortsett fra denne reduksjonen i det nød-vendige utlutningsutstyr er gjennomføringen av utlutningstrinnet i det vesentlige slik som beskrevet under henvisning til fig. 1. Utlutningstemperaturene kan holdes nær den nedre grense av det angitte område (50-80°C) hvis en betydelig mengde av lett ut-iutbare kobbermineraler er tilstede i de primære konsentrater. Utlutningstiden kan også reduseres omtrent i forhold til reduksjonen av antallet utlutningstanker. P.eks. vil en utlutningstid på 1-2 timer vanligvis være tilstrekkelig til å oppløse opptil 50% av tilstedeværende kobber i de primære konsentrater. The primary concentrate raw material is converted into a slurry with returned ammonia-ammonium sulphate solution as described above. The resulting slurry is then fed to a leaching step which is carried out essentially as described above in connection with fig. 1. The main difference is that in the method according to fig. 3 it is not intended that such a high extraction of copper and other soluble metal values into the leaching solution should be achieved as in the processes according to fig. 1 and 2. E.g. it may be desirable to recover only half or even less of the copper content of the primary concentrate in the leaching solution. As a result, the number of leaching tanks in the series can be significantly reduced, and thus a single leaching tank can be sufficient in some cases. Apart from this reduction in the necessary leaching equipment, the implementation of the leaching step is essentially as described with reference to fig. 1. The leaching temperatures can be kept near the lower limit of the specified range (50-80°C) if a significant amount of readily leachable copper minerals are present in the primary concentrates. The leaching time can also be reduced roughly in proportion to the reduction in the number of leaching tanks. E.g. a leaching time of 1-2 hours will usually be sufficient to dissolve up to 50% of the copper present in the primary concentrates.

Etter utlutningen føres oppslemmingen til et dekan-teringsvasketrinn hvor den mettede utlutningsoppløsning separeres fra ikke utlutede faststoffer og de sistnevnte samles som et vasket, fortykket slam. Oppløsningen føres til behandling ved væskeionebytting'for gjenvinning av kobberinnholdet og de fortykkede faststoffer underkastes etter fortynning til flotasjons-tetthet en flotasjon. After the leaching, the slurry is taken to a decanting washing step where the saturated leaching solution is separated from non-leached solids and the latter are collected as a washed, thickened sludge. The solution is treated by liquid ion exchange to recover the copper content and the thickened solids are subjected to flotation after dilution to flotation density.

Flotasjonen vil vanligvis skje i det vesentlige på samme måte som ved fremstillingen ved de primære råstoffkonsen-trater. F.eks. kan kollektoren være et xantat og flotasjons-massebetingelsene kan være de samme som ble benyttet for å oppnå de primære konsentrater. De uoppløste kobbersulfidmineraler samles i det sekundære flotasjonskonsentrat (sammen med uopp-løste sink- eller nikkelmineraler hvis-disse er tilstede) og overskytende pyrit og gangartmineraler som er lutet frie for kobber og andre verdifulle sulfider under utlutningen vil kasseres med avfallet. The flotation will usually take place in essentially the same way as in the production of the primary raw material concentrates. E.g. the collector may be a xanthate and the flotation mass conditions may be the same as those used to obtain the primary concentrates. The undissolved copper sulphide minerals are collected in the secondary flotation concentrate (together with undissolved zinc or nickel minerals if present) and excess pyrite and gangue minerals which have been leached free of copper and other valuable sulphides during leaching will be discarded with the waste.

Tonnasjen i de sekundære konsentrater vil være betydelig mindre enn tonnasjen av primære konsentrater som opprinnelig ble ført til utlutningen. Således kan reduksjonen være uforholdsmessig større enn andelen av kobbermineraler som er oppløst under utlutning. Hvis således de primære konsentrater omfatter en vesentlig mengde pyritter som er overflatisk belagt med kobbersulfider, vil disse pyritter i sterk grad være befridd for kobbermineralbelegg under utlutningen, og de kan således kasseres med avfallet fra det sekundære fIotasjonstrinn. Virkninger slik som dette sammen med reduksjonen i volumet The tonnage in the secondary concentrates will be significantly less than the tonnage of primary concentrates that were originally taken to the leaching. Thus, the reduction can be disproportionately greater than the proportion of copper minerals that are dissolved during leaching. If the primary concentrates therefore comprise a significant amount of pyrites which are superficially coated with copper sulphides, these pyrites will be largely freed of copper mineral coating during leaching, and they can thus be disposed of with the waste from the secondary flotation step. Effects like this along with the reduction in volume

av det primære konsentratråstoff ved utlutning av kobbermineraler fra dette reduserer i en sterk reduksjon av tonnasjen av sekundære konsentrater sammenlignet med den for de primære konsentrater, en reduksjon som kan overskride proporsj.onaliteten av reduksjonen som kun skyldes oppløsning av kobbermineraler. of the primary concentrate raw material by leaching of copper minerals from this reduces in a strong reduction of the tonnage of secondary concentrates compared to that of the primary concentrates, a reduction which may exceed the proportionality of the reduction due only to dissolution of copper minerals.

Hvis de primære konsentrater inneholder en vesentlig mengde av slam, kan kvaliteten av det sekundære konsentrat betydelig forbedres som et resultat av oppløsning av kobbermineral-slam under utlutningen. If the primary concentrates contain a significant amount of sludge, the quality of the secondary concentrate can be significantly improved as a result of dissolution of copper mineral sludge during leaching.

Som et resultat vil det sekundære fIotasjonskonsentrat både for redusert masse og forbedret kvalitet som råstoff til smelting. Det oppnås redusert smeltingskapasitet for å behandle de sekundære konsentrater sammenlignet med det som ville være nødvendig for å behandle de primære konsentrater hvorved tonnasjen av primære konsentrater kan være sterkt øket uten at smeltings-kapasitetene må økes, eller alternativt vil en redusert smeltingskapasitet være tilstrekkelig for å behandle en gitt mengde primærkonsentrat. Det kan legges vekt på å oppnå en høy gjenvinning av kobber i primærkonsentratene fra kobbermalmen selv på be-kostning av lavkvalitets primærkonsentrater fordi kvaliteten i konsentrater for smelting kan økes under den sekundære flotasjon. As a result, the secondary flotation concentrate will both for reduced mass and improved quality as raw material for smelting. A reduced smelting capacity is achieved to treat the secondary concentrates compared to what would be necessary to treat the primary concentrates, whereby the tonnage of primary concentrates can be greatly increased without the smelting capacities having to be increased, or alternatively a reduced smelting capacity will be sufficient to process a given amount of primary concentrate. Emphasis can be placed on achieving a high recovery of copper in the primary concentrates from the copper ore even at the expense of low-quality primary concentrates because the quality of concentrates for smelting can be increased during the secondary flotation.

Den mettede utlutningsoppløsning i fremgangsmåten ifølge fig. 3 behandles på samme måte som beskrevet ovenfor under henvisning til fig. 1 og 2. Nikkel eller sink, hvis disse er tilstede i de primære konsentrater, kan i den grad de er oppløst i utlutningsoppløsningen gjenvinnes fra oppløsnings-middelionebyttingsraffinatet slik som beskrevet i forbindelse med fig. 2. The saturated leaching solution in the method according to fig. 3 is treated in the same way as described above with reference to fig. 1 and 2. Nickel or zinc, if these are present in the primary concentrates, to the extent that they are dissolved in the leaching solution, can be recovered from the solvent medium ion exchange raffinate as described in connection with fig. 2.

Claims

Process for recovering copper, zinc or nickel from an ore containing these in the form of a sulphide mineral in connection with iron sulphide, where the ore is treated by flotation to obtain a primary sulphide concentrate of the mineral together with iron sulphide bound thereto, and is leached with an aqueous solution containing ammonium sulfate and ammonium hydroxide at a temperature within the range of 50-80°C and at a pressure not exceeding 0.7 kg/cm 2 in the presence of free oxygen, and the resulting enriched leach solution is separated from the remaining leached primary concentrate, characterized in that the leach terminated while a substantial amount of undissolved copper, nickel or zinc still remains in the remaining leached primary concentrates, the remaining leached primary concentrates are then subjected to secondary flotation to obtain a secondary concentrate containing copper, nickel or zinc minerals and a residue containing iron sulphide which is freed from copper during leaching iron, nickel and zinc minerals.