RU2023758C1

RU2023758C1 - Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate

Info

Publication number: RU2023758C1
Application number: SU914909165A
Authority: RU
Inventors: Л.А. Немешаева; Н.И. Елисеев; С.А. Сушкова; Ю.И. Башлыкова
Original assignee: Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "УНИПРОМЕДЬ"
Priority date: 1991-02-11
Filing date: 1991-02-11
Publication date: 1994-11-30

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: this method includes such steps as preliminary thermal activation at temperature of 280 to 300 C during 1 to 2 h and electrolysis of pulp in diaphragm-type electrolyzer under potentiostatic conditions. EFFECT: higher yield. 1 dwg, 1 tbl

Description

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам электрохимического выщелачивания, и может быть использовано при создании комбинированных схем переработки сульфидных медьсодержащих руд. The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods of electrochemical leaching, and can be used to create combined schemes for processing sulfide copper-containing ores.

Известен способ одновременного электролитического растворения и выделения металлов из сульфидных минералов, состоящий в проведении электролиза минеральной суспензии в диафрагменном электролизере со свинцовым катодом и графитовым анодом в растворе кремнефтористоводородной кислоты, содержащем хлорид-, нитрат- или гексафторсалицилат-ионы [1]. There is a method of simultaneous electrolytic dissolution and separation of metals from sulfide minerals, consisting in the electrolysis of a mineral suspension in a diaphragm electrolyzer with a lead cathode and a graphite anode in a solution of hydrofluoric acid containing chloride, nitrate or hexafluorosalicylate ions [1].

К недостаткам этого способа относятся низкая скорость перехода полезных компонентов в раствор и высокая стоимость реагентов, входящих в состав электролита. Кроме того использование указанного электролита приводит к загрязнению окружающей среды. The disadvantages of this method include the low rate of transition of useful components into the solution and the high cost of the reagents that make up the electrolyte. In addition, the use of this electrolyte leads to environmental pollution.

Наиболее близким техническим решением является способ электрохимического выщелачивания меди из медного концентрата, включающий электролиз пульпы в потенциостатических условиях при Е = 0,45 В, интенсивном перемешивании пульпы кислородом и соотношении твердой и жидкой фаз в пульпе 1:15 с использованием электролита, содержащего 05 М Fe³⁺, 0,1 M HCl и 2 МNaCl [2].The closest technical solution is a method for the electrochemical leaching of copper from a copper concentrate, including electrolysis of the pulp under potentiostatic conditions at E = 0.45 V, vigorous stirring of the pulp with oxygen and the ratio of solid to liquid phases in the pulp 1:15 using an electrolyte containing 05 M Fe ³⁺ , 0.1 M HCl and 2 MNaCl [2].

Недостатком прототипа является низкая скорость выщелачивания металлов (90% меди переходит в раствор за 9 ч). Кроме того хлорид-ионы, содержащиеся в электролите частично окисляются в процессе электролиза до газообразного хлора, который выделяется в атмосферу. Ионы трехвалентного железа в электролите играют роль дополнительного окислительного агента и повышают скорость разложения минералов. В процессе электролиза на катоде происходит восстановление трехвалентного железа до двухвалентной формы, что снижает выход по току. Следует отметить также высокую стоимость реагентов, входящих в состав электролита. The disadvantage of the prototype is the low rate of leaching of metals (90% of copper goes into solution in 9 hours). In addition, chloride ions contained in the electrolyte are partially oxidized during electrolysis to chlorine gas, which is released into the atmosphere. Ferric ions in the electrolyte play the role of an additional oxidizing agent and increase the rate of decomposition of minerals. In the process of electrolysis at the cathode, ferric iron is reduced to a divalent form, which reduces the current efficiency. It should also be noted the high cost of the reagents that make up the electrolyte.

Целью изобретения является снижение затрат и интенсификация процесса. The aim of the invention is to reduce costs and intensify the process.

Цель достигается тем, что в известном способе, включающем электролиз пульпы в диафрагменном электролизере при потенциостатических условиях, перед электролизом концентрат подвергают термической активации при 280-300^оС в течение 1-2 ч.The object is achieved by the fact that in the known process comprising a pulp in a diaphragm electrolysis cell at a potentiostatic conditions, before the electrolysis concentrate is subjected to thermal activation at 280-300 ^C for 1-2 hours.

На чертеже изображен график зависимости извлечения меди из концентрата, предварительно активированного в течение 2 ч при 300^оС, от времени выщелачивания.The drawing shows a graph of the dependence of the extraction of copper from the concentrate, pre-activated for 2 hours at 300 ^about With the time of leaching.

Сущность способа заключается в том, что медный концентрат, основным медьсодержащим минералом в котором является халькопирит, подвергают предварительной термической активации при 280-300^оС. Электрохимическое выщелачивание активированного концентрата проводят в диафрагменном электролизере ящичного типа с графитовыми электродами. В качестве электролита используют 0,5 М раствор серной кислоты. Активированный концентрат помещают в анодное пространство. Соотношение твердой и жидкой фаз в пульпе поддерживают 1:2,3. Выщелачивание проводят в потенциостатических условиях (Е = =0,4 В относительно насыщенного хлор-серебряного электрода) при комнатной температуре в течение 1-2 ч, при этом твердые частицы поддерживают в суспензионном состоянии с помощью перемешивания.The method consists in the fact that the copper concentrate, basic copper-containing mineral in which chalcopyrite is subjected to preliminary thermal activation at 280-300 ^C. Electrochemical activated concentrate leaching is carried out in a diaphragm cell box type with graphite electrodes. As an electrolyte, a 0.5 M solution of sulfuric acid is used. The activated concentrate is placed in the anode space. The ratio of solid and liquid phases in the pulp is maintained at 1: 2.3. Leaching is carried out under potentiostatic conditions (E = 0.4 V relative to a saturated silver-silver chloride electrode) at room temperature for 1-2 hours, while the solid particles are maintained in suspension by stirring.

Предварительная термическая активация концентрата позволяет существенно повысить скорость перевода ионов меди в объем электролита. С помощью рентгеноструктурного анализа обнаружено, что в процессе тепловой обработки медного концентрата при 220^оС и выше наблюдается фазовое превращение основного медьсодержащего минерала - халькопирита. Образуется халькопирит дефектной орторомбической модификации. Устойчивость этой модификации значительно ниже, чем исходного минерала. В связи с этим скорость его разложения под воздействием тока резко возрастает. Наиболее полный фазовый переход наблюдается в интервале температур 280-300^оС. Дальнейшее повышение температуры приводит к разложению халькопирита с образованием бинарных сульфидов меди, электрохимическая активность которых мала, что приводит к снижению скорости электрохимического выщелачивания меди из сульфидных продуктов.Preliminary thermal activation of the concentrate can significantly increase the rate of transfer of copper ions into the volume of the electrolyte. Using X-ray analysis revealed that in the process of heat treatment of a copper concentrate at ²²⁰ ° C and above the main phase transition is observed copper-bearing mineral - chalcopyrite. Chalcopyrite is formed with a defective orthorhombic modification. The stability of this modification is significantly lower than the original mineral. In this regard, the rate of its decomposition under the influence of current increases sharply. The most complete phase transition is observed in the temperature range 280-300 ° ^C. A further increase in temperature results in decomposition with formation of binary chalcopyrite copper sulphides, electrochemical activity is low, resulting in reduced electrochemical leaching rate of copper from sulfide products.

П р и м е р 1. Проводили электрохимическое выщелачивание меди из сульфидного медного концентрата, содержащего 15,19 мас.% меди, 30,59 мас.% железа, 36,44 мас.% серы. Минеральную суспензию обрабатывали в потенциостатических условиях (Е = 0,4 В) при комнатной температуре в течение 3 ч. Извлечение меди в электролит в этих условиях составило 56%. PRI me R 1. Conducted electrochemical leaching of copper from a sulfide copper concentrate containing 15.19 wt.% Copper, 30.59 wt.% Iron, 36.44 wt.% Sulfur. The mineral suspension was treated under potentiostatic conditions (E = 0.4 V) at room temperature for 3 hours. The extraction of copper into the electrolyte under these conditions was 56%.

П р и м е р 2. В аналогичных условиях проводили электрохимическое выщелачивание меди из медного концентрата, подвергнутого термической активации при разных температурах и продолжительности теплового воздействия. Более высокая степень извлечения меди в электролит достигнута в том случае, когда термическую активацию проводили при 300^оС в течение 2 ч.PRI me R 2. In similar conditions, the electrochemical leaching of copper from copper concentrate subjected to thermal activation at different temperatures and duration of heat exposure was performed. A higher degree of extraction of copper in the electrolyte is achieved in the case where the thermal activation was conducted at 300 ^{° C} for 2 hours.

П р и м е р 3. Из медного концентрата, подвергнутого термической активации при 300^оС в течение 2-3 ч, проводили выщелачивание меди. Продолжительность электрохимической обработки изменяли от 1 до 5 ч. Максимальное извлечение меди 90,2 мас.% достигнуто в течение 3 ч. Таким образом термическая активация сульфидного медного концентрата позволила повысить скорость перевода ионов меди в раствор по сравнению со способом-прототипом в 3 раза, а с учетом разницы в плотности пульпы в 15 раз.PRI me R 3. From a copper concentrate subjected to thermal activation at 300 ^about C for 2-3 hours, copper was leached. The duration of the electrochemical treatment was varied from 1 to 5 hours. The maximum copper recovery of 90.2 wt.% Was achieved within 3 hours. Thus, the thermal activation of sulfide copper concentrate allowed to increase the rate of transfer of copper ions into solution compared to the prototype method by 3 times, and taking into account the difference in pulp density by 15 times.

Использование способа электрохимического выщелачивания меди, включающего термическую активацию медного концентрата, обеспечивает следующие преимущества по сравнению с известными способами: повышается производительность процесса за счет роста скорости разложения медьсодержащего продукта и увеличения плотности обрабатываемой пульпы; использование в качестве электролита раствора серной кислоты позволяет перерабатывать медьсодержащие сернокислые растворы известными способами при незначительных расходах на реагенты и исключением загрязнения окружающей среды хлором; процесс электрохимического выщелачивания проводится при комнатной температуре. Using the method of electrochemical leaching of copper, including thermal activation of copper concentrate, provides the following advantages compared to known methods: the productivity of the process is increased due to an increase in the rate of decomposition of the copper-containing product and an increase in the density of the treated pulp; the use of a solution of sulfuric acid as an electrolyte allows you to process copper-containing sulfate solutions by known methods with low reagent costs and the exclusion of environmental pollution by chlorine; The process of electrochemical leaching is carried out at room temperature.

Claims

METHOD FOR ELECTROCHEMICAL LEACHING OF COPPER FROM SULPHIDE COPPER CONCENTRATE, including pulp electrolysis in a diaphragm electrolyzer under potentiostatic conditions, characterized in that, in order to reduce costs and intensify the process, the concentrate is subjected to thermal activation at 280-300 ^o C for 1 - 2 hours .