NO133812B - - Google Patents

Abstract

Fremgangsmåte for gjenvinning av kobber, sink eller nikkel fra en malm inneholdende disse.

Description

Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte

for gjenvinning av kobber, sink eller nikkel fra en malm inneholdende disse i form av et sulfidmineral i forbindelse med jernsulfid.

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.

Kun leilighetsvis er det foreslått å lute ut sulfidkonsentrater direkte for å oppnå en utlutningsoppløsning hvor-

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.

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.

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.

Bortsett fra slik som beskrevet ovenfor omfatter

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.

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.

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.

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.

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.

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan benyttes med spesiell fordel for behandling av kobbersulf idkonsentrater Ofte inkluderer slike konsentrater en stor andel av partikler

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.

Det kan behandles ved smelting eller ved gjenutlutning etter ønske.

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan benyttes

med fordel også ved behandling av blandede konsentrater slik som kobber-nikkel eller kobber-sink sulfidkonsentrater. Kobberinnholdet i det primære konsentrat, spesielt den del

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.

Når utlutningsoppløsningen inneholder både kobber

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.

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.

Tegningene viser i:

fig. 1 et flytdiagram av en utførelsesform ifølge oppfinnelsen hvori den sekundære flotasjon anvendes -på den faste rest fra en sekundær utlutning,

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. 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

utlutningen behandles i den sekundære flotasjon for å oppnå

et forbedret konsentrat 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.

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.

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.

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.

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.

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.

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.

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

samme måte som den primære utlutning, men vanligvis i en enkelt lukket utlutningstank eller eventuelt i en serie på

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.

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.

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.

Flotasjonen av faststoffene gjennomføres ved bruk

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

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.

Massen av det sekundære konsentrat vil generelt

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.

De forenede mettede oppslemmingen fra den primære

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

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.

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.

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.

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.

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

oppnå en oppslemming som inneholder f .-eks.. 15% faststoffer.

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.

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.

Flotasjonstrinnet gjennomføres på vanlig måte 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.

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.

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.

Etter den sekundære utlutning blir oppslemmingen

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

for behandling i væskeionebyttingstrinnet, og de filtrerte faststoffer kasseres eller de føres til ytterligere behandling hvis de inneholder slike gjenvinnbare stoffer som edelmetaller.

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.

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.

Nikkel kan, hvis det er tilstede, gjenvinnes ved

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.

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.

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.

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.

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.

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.

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

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.

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.

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.

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.

Claims (1)

1. 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 50-8O°C og ved et trykk som ikke overstiger 0,7 kg/cm 2 i nærvær av fritt oksygen, og den resulterende anrikede utlutningsoppløsning separeres fra det gjenværende utlutede primærkonsentrat, karakterisert ved at utlutningen avsluttes mens en vesentlig mengde av uoppløst kobber, nikkel eller sink fortsatt er tilbake i de gjenværende utlutede primærkonsentrater, de gjenværende utlutede primærkonsentrater underkastes'deretter 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- og sinkmineraler.