RU2044079C1

RU2044079C1 - Polymetal ores beneficiation tailings processing combine method

Info

Publication number: RU2044079C1
Authority: RU
Inventors: И.И. Эннс; Е.А. Сычева; Л.А. Едакина; Р.А. Быков; В.С. Проходов; В.Н. Кононов; М.П. Какаулина
Original assignee: Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов
Priority date: 1992-02-25
Filing date: 1992-02-25
Publication date: 1995-09-20

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: polymetal ores tailings process is exercised using chloride lixiviation with acidulous solution, that has 100 300 g/l chloride sodium, till final value pH is 1,5 2.5. Cake, produced during lixiviation, is floated off with production of pyritic concentrate and dump tailings. Hydroxides of metals are settled in collective product from lixiviation solution. Then metals are separated wit production of selective products. EFFECT: increased efficiency. 4 tbl

Description

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к доизвлечению свинца, цинка, меди и серы из хвостов обогащения полиметаллической руды. The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to the recovery of lead, zinc, copper and sulfur from the tailings of the processing of polymetallic ore.

Известен способ флотационной переработки хвостов цинковой флотации с получением пиритного концентрата, содержащего 42,43% серы. Однако сумма сульфидов меди, свинца и цинка в нем составляет 1,5-2% поэтому такой концентрат без дополнительной доводки не находит сбыта (Повышение извлечения металлов и улучшение комплексности использования полиметаллических руд на обогатительных фабриках Алтая, М. МЦМ СССР, 1973, с.23). Так как флотационные приемы доводки концентрата себя не оправдывают, встает необходимость в гидрометаллургической обработке. A known method of flotation processing of the tailings of zinc flotation with obtaining pyrite concentrate containing 42.43% sulfur. However, the sum of copper, lead, and zinc sulfides in it is 1.5-2%; therefore, such a concentrate cannot be marketed without additional refinement (increasing the extraction of metals and improving the complexity of the use of polymetallic ores in the processing plants of Altai, M.MMTSM USSR, 1973, p. 23). Since flotation techniques for concentrate refinement do not justify themselves, there is a need for hydrometallurgical processing.

Предложен способ извлечения драгоценных и других металлов из руд и аналогичных материалов с очень низким содержанием металлов, согласно которому измельченную руду выщелачивают при температуре 20-110^оС раствором хлорида магния и/или хлоридов щелочных металлов, содержащим 50-350 г хлорида натрия, и азотной кислоты концентрацией 3-50 мас. (заявка Франции N 2315543, кл. C 22 B 3/00, 1977).A method for the recovery of precious and other metals from ores and similar materials with a very low content of metals, according to which ground ore is leached at a temperature of 20-110 ^o C with a solution of magnesium chloride and / or chlorides of alkali metals, comprising 50-350 g of sodium chloride, and nitric acid concentration of 3-50 wt. (French application N 2315543, CL C 22 B 3/00, 1977).

Однако этот способ имеет следующие недостатки:
значителен расход реагентов (хлорида натрия и азотной кислоты);
высокая кислотность приводит к появлению в растворе кремневой кислоты, что резко ухудшает отстой и фильтрацию;
выщелачивающий раствор даже при минимальном содержании азотной кислоты обладает сильным корродирующим действием на конструкционные материалы оборудования, сводящим к минимуму его износостойкость.However, this method has the following disadvantages:
significant consumption of reagents (sodium chloride and nitric acid);
high acidity leads to the appearance of silicic acid in the solution, which dramatically affects sludge and filtration;
leaching solution even with a minimum content of nitric acid has a strong corrosive effect on the structural materials of the equipment, minimizing its wear resistance.

Наиболее близким по технической сущности к изобретению является комбинированный способ переработки хвостов обогащения путем доизвлечения из них цветных металлов флотацией (извлечение свинца и цинка из хвостов обогащения руд в концентрат 42,42 и 46,77% соответственно); выщелачивания при 20^оС из концентрата свинца и цинка растворами соляной кислоты, хлорного железа или содержащими оба эти компонента (содержание свинца и цинка в отвальных хвостах соответственно 0,69-1,02% и 0,75-1,37%); осаждение свинца сероводородом в виде сульфида.The closest in technical essence to the invention is a combined method for processing tailings by recovering non-ferrous metals from them by flotation (extraction of lead and zinc from tailings of ore dressing into concentrate 42.42 and 46.77%, respectively); leaching at ²⁰ ° C from concentrate solutions of lead and zinc with hydrochloric acid, ferric chloride, or containing both of these components (the content of lead and zinc tailings, respectively 0,69-1,02% and 0,75-1,37%); precipitation of lead by hydrogen sulfide in the form of sulfide.

Степень осаждения составила 98,1% содержание свинца в осадке 70,5% удовлетворяет требованиям металлургической промышленности. Способ позволяет снизить до 15% потери свинца с отвальными хвостами. The degree of deposition was 98.1%; the lead content in the precipitate 70.5% meets the requirements of the metallurgical industry. The method allows to reduce up to 15% loss of lead with tailings.

Недостатками способа являются:
низкие показатели извлечения свинца и цинка и высокое их содержание в отвальных хвостах;
необходимость в дополнительной обработке отвального кека с целью получения отвального по цветным металлам продукта.The disadvantages of the method are:
low recovery rates of lead and zinc and their high content in dump tailings;
the need for additional processing of the dump cake in order to obtain a product dump for non-ferrous metals.

Задача изобретения разработать способ переработки хвостов обогащения полиметаллических руд, который позволил бы повысить извлечение цветных металлов и серы. The objective of the invention is to develop a method for processing tailings for the processing of polymetallic ores, which would improve the extraction of non-ferrous metals and sulfur.

Это достигается тем, что в известном комбинированном способе переработки хвостов обогащения полиметаллических руд, включающем их флотацию, хлоридное выщелачивание, осаждение металлов из раствора с последующим их разделением в селективные продукты, согласно изобретению хлоридное выщелачивание осуществляют перед флотацией подкисленным раствором, содержащим 100-300 г/л хлорида натрия, до конечного значения рН 1,5-2,5, а кек выщелачивания флотируют с получением пиритного концентрата и отвальных хвостов. This is achieved by the fact that in the known combined method for processing tailings for the processing of polymetallic ores, including their flotation, chloride leaching, precipitation of metals from a solution, followed by their separation into selective products, according to the invention, chloride leaching is carried out before flotation with an acidified solution containing 100-300 g / l of sodium chloride, to a final pH of 1.5-2.5, and the leach cake is floated to obtain pyrite concentrate and tailings.

Основу выщелачивающего раствора составляет хлорид натрия, причем понижение концентрации менее 100 г/л ведет к заметному снижению извлечения цинка, меди и особенно свинца. Верхний концентрационный предел 300 г/л соответствует растворимости хлористого натрия. The basis of the leach solution is sodium chloride, and a decrease in concentration of less than 100 g / l leads to a noticeable decrease in the extraction of zinc, copper and especially lead. The upper concentration limit of 300 g / l corresponds to the solubility of sodium chloride.

Растворимость окисленных минералов интенсифицируется в кислой среде. Наиболее приемлем вариант кислоты, не обладающей окислительными свойствами, резко влияющими на износостойкость оборудования, поэтому для подкисления выбрали серную или соляную кислоты как наиболее доступные и дешевые. The solubility of oxidized minerals is intensified in an acidic environment. The most acceptable option is an acid that does not have oxidizing properties that dramatically affect the wear resistance of the equipment, therefore, for acidification, sulfuric or hydrochloric acids were chosen as the most affordable and cheapest.

Кислота вводится с таким расчетом, чтобы по окончании процесса в пульпе достигалось значение рН 1,5-2,5. При рН больше 2,5 происходит резкое снижение извлечения цинка и меди в раствор из-за их соосаждения с начинающим гидратировать железом. Снижение рН меньше 1,5 себя не оправдывает как по техническим соображениям (плохая фильтрация из-за перехода кремневой кислоты в раствор; повышение степени извлечения свинца, цинка и меди незначительно), так и по экономическим (увеличение расхода кислоты); снижение потерь серы с отвальными хвостами извлечением ее в пиритный флотоконцентрат, что становится возможным посредством осуществления перед флотацией хлоридного выщелачивания. Acid is introduced in such a way that at the end of the process in the pulp, a pH of 1.5-2.5 is reached. At pH greater than 2.5, there is a sharp decrease in the extraction of zinc and copper in solution due to their coprecipitation with iron starting to hydrate. Lowering the pH below 1.5 does not justify itself for technical reasons (poor filtration due to the transition of silicic acid into the solution; increasing the degree of extraction of lead, zinc and copper is insignificant), as well as economic (increasing the consumption of acid); reduction of sulfur losses with tailings by its extraction into a pyrite flotation concentrate, which becomes possible by means of chloride leaching before flotation.

В результате предварительного выщелачивания в раствор переводится значительная часть металлов, а в кеке остается активированный гидрометаллургической обработкой пирит, который легко переводится в кондиционный пиритный концентрат флотацией с одним только вспенивателем; получение из отвальных хвостов практически пустой породы, почти не содержащей металлов и серы, не представляющей экологической опасности и пригодной как для производства стройматериалов, так и для закладки; регенерацию выщелачивающего раствора и многократное его использование, что обеспечивает работу схемы в замкнутом цикле, сводит к минимуму расход реагентов и затраты на них на стадиях выщелачивания и селекции свинца и опасность от вредных сбросов. As a result of preliminary leaching, a significant part of the metals is transferred into the solution, and pyrite remains activated in the cake by hydrometallurgical treatment, which is easily converted into a conditioned pyrite concentrate by flotation with only a blowing agent; obtaining from waste tailings almost waste rock, almost free of metals and sulfur, not representing environmental hazard and suitable both for the production of building materials and for laying; the regeneration of the leach solution and its repeated use, which ensures the operation of the circuit in a closed cycle, minimizes the consumption of reagents and the costs of them at the stages of leaching and selection of lead and the danger from harmful discharges.

Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.

Хвосты обогащения полиметаллических руд, содержащие, мас. свинец 0,13-0,20; цинк 0,60-0,84; медь 0,13-0,18; железо 11,0-25,0; сера общая 12-27, подвергают хлоридному выщелачиванию подкисленным раствором, содержащим 100-300 г/л хлорида натрия, до рН 1,5-2,5. Подкисление выщелачивающего раствора осуществляют серной (или соляной) кислотой исходя из данных о нейтрализующей способности хвостов так, чтобы в конце процесса значение рН пульпы составляло 1,5-2,5. Выбор соотношения Ж:T 2-5:1 диктуется возможностями задалживаемого на выщелачивание оборудования. От типа оборудования зависит продолжительность процесса: в агитаторе 1-5 ч, во флотомашине с более интенсивным перемешиванием 0,5-1 ч. Процесс проходит достаточно эффективно в обычных условиях при комнатной температуре. Polymetallic ore dressing tailings containing, by weight. lead 0.13-0.20; zinc 0.60-0.84; copper 0.13-0.18; iron 11.0-25.0; total sulfur 12-27, is subjected to chloride leaching with an acidified solution containing 100-300 g / l sodium chloride, to a pH of 1.5-2.5. The leaching solution is acidified with sulfuric (or hydrochloric) acid based on the data on the neutralizing ability of the tailings so that at the end of the process the pH value of the pulp is 1.5-2.5. The choice of the ratio W: T 2-5: 1 is dictated by the capabilities of the equipment leached for leaching. The duration of the process depends on the type of equipment: in the agitator 1-5 hours, in a flotation machine with more intensive mixing, 0.5-1 hours. The process is quite effective under normal conditions at room temperature.

В результате выщелачивания получают раствор, в который извлекаются свинец, цинк, медь и кек, содержащий железо, серу, пустую породу. As a result of leaching, a solution is obtained in which lead, zinc, copper and cake are extracted, containing iron, sulfur, waste rock.

Так в результате гидрометаллургической предварительной обработки в раствор переходит значительная часть металлов, сера остается в кеке и входит в активированный пирит, который после доизмельчения извлекают флотацией со вспенивателем (бутиловым аэрофлотом). Получается кондиционный пиритный концентрат и отвальные хвосты, не представляющие экологической опасности, которые могут быть использованы в производстве стройматериалов и для закладки. So, as a result of hydrometallurgical pretreatment, a significant part of the metals passes into the solution, sulfur remains in the cake and enters the activated pyrite, which after regrinding is extracted by flotation with a blowing agent (butyl aeroflot). It turns out a conditional pyrite concentrate and tailings that do not pose an environmental hazard, which can be used in the production of building materials and for laying.

Из раствора от выщелачивания (после 3-4-х оборотов с накоплением металлов известными способами, например, с использованием известкового молока, осаждают в коллективный продукт гидроксиды свинца, цинка и меди при рН 7,5-8. From the leach solution (after 3-4 turns with the accumulation of metals by known methods, for example, using milk of lime, hydroxides of lead, zinc and copper are precipitated into the collective product at pH 7.5-8.

Одновременно регенерируется выщелачивающий раствор хлорида натрия. Концентрация практически не меняется, поэтому после фильтрации его направляют в оборот в голову схемы на выщелачивание и последующие операции по селекции свинца. Гидратный кек перерабатывают с использованием известных приемов, например, обработкой серной кислотой при рН 1,8-2,5 с переводом в раствор меди и цинка. После фильтрации кек, содержащий свинец и кальций, выщелачивают горячим (70-80^оС) раствором хлорида натрия с концентрацией 250-300 г/л.At the same time, a leaching solution of sodium chloride is regenerated. The concentration practically does not change, therefore, after filtration, it is sent to the head circuit for leaching and subsequent lead selection operations. Hydrated cake is processed using known methods, for example, by treatment with sulfuric acid at a pH of 1.8-2.5 with transfer to a solution of copper and zinc. After filtration, the cake containing lead and calcium is leached with a hot (70-80 ^о С) solution of sodium chloride with a concentration of 250-300 g / l.

Кальцийсодержащий осадок отфильтровывают и направляют в отвал, а из раствора, содержащего свинец в виде хлорида, с добавлением сернистого натрия осаждают сульфид свинца, соответствующий кондиционному свинцовому концентрату. The calcium-containing precipitate is filtered off and sent to the dump, and lead sulfide corresponding to the conditioned lead concentrate is precipitated from a solution containing lead in the form of chloride with the addition of sodium sulfide.

Из фильтрата от растворения гидратного кека цементируют медь на железной стружке и получают медный концентрат. Из оставшегося цинкового раствора осаждают примеси добавлением известкового молока при рН 4,5-5 с продувкой воздухом. После отделения осадка раствор сульфата цинка переводят в печах КС в сухой цинковый купорос. Раствор можно использовать для получения электролитического цинка. Copper on iron chips is cemented from the filtrate from the dissolution of hydrated cake, and copper concentrate is obtained. Impurities are precipitated from the remaining zinc solution by the addition of milk of lime at pH 4.5-5 with air purging. After separation of the precipitate, the zinc sulfate solution is transferred in KS furnaces to dry zinc sulfate. The solution can be used to obtain electrolytic zinc.

Возможны другие известные способы переработки гидратного кека с разделением свинца, цинка и меди на селективные продукты. Other known methods for processing hydrated cake with the separation of lead, zinc and copper into selective products are possible.

Способ применим для лежалых и текущих хвостов обогащения полиметаллической руды и проверен в лабораторном и укрупненно-лабораторном масштабах. The method is applicable for stale and current tailings of the processing of polymetallic ore and tested on a laboratory and enlarged laboratory scale.

П р и м е р 1. Проводили переработку текущих хвостов обогащения полиметаллической руды, содержащей, мас. цинк 0,74; медь 0,17; свинец 0,15; железо 11,6; сера 12,8, при разных конечных значениях рН (расходе кислоты). PRI me R 1. Conducted processing of the current tailings of the processing of polymetallic ore containing, by weight. zinc 0.74; copper 0.17; lead 0.15; iron 11.6; sulfur 12.8, at different final pH values (acid consumption).

400 г хвостов выщелачивали во флотомашине 30 мин с продувкой воздуха раствором 200 г/л хлористого натрия при комнатной температуре Ж:T 3:1 и фильтровали. Кек и фильтрат подвергали анализу. Полученные результаты приведены в табл.1. 400 g of tailings were leached in the flotation machine for 30 min with air purging with a solution of 200 g / l sodium chloride at room temperature W: T 3: 1 and filtered. Cake and filtrate were analyzed. The results are shown in table 1.

Из табл.1 видно, что оптимальными значениями рН, при высоком извлечении цветных металлов и расходе небольшого количества кислоты, является область от 1,5 до 2,5. From table 1 it is seen that the optimal pH values, with high extraction of non-ferrous metals and the consumption of a small amount of acid, is a region from 1.5 to 2.5.

П р и м е р 2. Проводили выщелачивание хвостов того же состава (400 г) по предлагаемому способу при рН 2,1 во флотомашине при разной концентрации хлорида натрия и продолжительности 30 мин. Расход серной кислоты составил 26 г/кг хвостов. PRI me R 2. Conducted leaching of tails of the same composition (400 g) according to the proposed method at a pH of 2.1 in a flotation machine at different concentrations of sodium chloride and a duration of 30 minutes The consumption of sulfuric acid was 26 g / kg of tailings.

Полученные результаты приведены в табл.2. The results are shown in table.2.

Данные таблицы говорят о том, что выщелачивание целесообразно проводить при концентрации хлорида натрия 100-300 г/л в течение 0,5 ч. В этом случае достигается достаточно высокое извлечение металлов в раствор, мас. свинец 68,3-74,3; цинк 58,7-62,1; медь 38,2-48,0. The data in the table indicate that it is advisable to leach at a concentration of sodium chloride of 100-300 g / l for 0.5 hours. In this case, a sufficiently high extraction of metals into the solution is achieved, wt. lead 68.3-74.3; zinc 58.7-62.1; copper 38.2-48.0.

П р и м е р 3. Проводили переработку по предлагаемому способу лежалых хвостов (состав приведен в табл.3) выщелачиванием при Ж:T 3:1 в растворе, содержащем 200 г/л хлорида натрия, и конечном значении рН 1,9 в течение 30 мин во флотомашине. Необходимая кислотность создавалась серной кислотой. После фильтрации пульпы еще 3 раза пускали в оборот выщелачивающий раствор для накопления металлов, а затем осаждали из него известковым молоком гидроксиды, которые обрабатывали серной кислотой для растворения меди и цинка, пульпу фильтровали. Медь цементировали на железной стружке, из фильтрата затем осаждали железо в виде гидроксидов добавлением карбоната кальция, а раствор сульфата цинка выпаривали с получением цинкового купороса. Свинец из свинцово-кальциевого кека извлекали горячим раствором хлорида натрия и осаждали в виде сульфида добавлением сульфида натрия. Фильтрат от растворения гидратного кека направляли в оборот на выщелачивание хвостов свинцово-кальциевого кека. Остаток от выщелачивания хвостов подвергали доизмельчению и флотации с бутиловым аэрофлотом. Так как все сульфидные минералы после гидрометаллургической обработки заметно активируются, то на флотации других реагентов не требуется. PRI me R 3. Conducted processing according to the proposed method for stale tails (the composition is shown in table 3) by leaching at W: T 3: 1 in a solution containing 200 g / l sodium chloride and a final pH of 1.9 for 30 minutes in the flotation machine. The necessary acidity was created by sulfuric acid. After filtering the pulp, the leach solution was added 3 more times to the circulation for the accumulation of metals, and then hydroxides were treated with lime milk and treated with sulfuric acid to dissolve copper and zinc, and the pulp was filtered. Copper was cemented on iron chips, then iron in the form of hydroxides was precipitated from the filtrate by adding calcium carbonate, and the zinc sulfate solution was evaporated to obtain zinc sulfate. Lead from lead-calcium cake was extracted with a hot solution of sodium chloride and precipitated as sulfide by adding sodium sulfide. The filtrate from dissolving the hydrated cake was sent into circulation to leach the tails of lead-calcium cake. The residue from leaching of the tailings was subjected to regrinding and flotation with butyl aeroflot. Since all sulfide minerals after hydrometallurgical treatment are noticeably activated, no other reagents are required for flotation.

В пиритный концентрат извлечена сера на 89,7%
Полученные результаты при 12-кратном обороте выщелачивающего раствора приведены в табл.3.89.7% sulfur recovered in pyrite concentrate
The results obtained with a 12-fold revolution of the leach solution are given in table 3.

Как видно из полученных результатов, переработка хвостов по предлагаемому способу дает возможность перевести свинец, цинк, медь и серу в товарные продукты и получить обедненные металлами хвосты, которые можно использовать в производстве строительных материалов. As can be seen from the results obtained, the processing of tails by the proposed method makes it possible to convert lead, zinc, copper and sulfur into commercial products and obtain metal-depleted tails that can be used in the production of building materials.

П р и м е р 4. Проводили переработку этих же хвостов по прототипу. 1500 г хвостов доизмельчали до 98% класса 0,044 мм, сульфидировали и подвергали флотации с получением сульфидного и пиритного концентратов и отвальных хвостов. Сульфидный концентрат затем выщелачивали солянокислым раствором хлорного железа при температуре 80^оС в течение 3 ч. Расход железа составил 200% от теоретически необходимого на окисление сульфидов цветных металлов. Металлы из раствора осаждали известковым молоком, а гидратный кек перерабатывали аналогично примеру 3.PRI me R 4. Conducted processing of the same tailings on the prototype. 1,500 g of tailings were refined to 98% of the class 0.044 mm, sulfidized and flotated to obtain sulfide and pyrite concentrates and tailings. The sulfide concentrate is then leached with a hydrochloric acid solution of ferric chloride at ⁸⁰ ° C for 3 hours. The consumption of iron was 200% of the theoretically required for oxidation of sulfides of nonferrous metals. Metals from the solution were precipitated with milk of lime, and hydrated cake was processed analogously to example 3.

Полученные результаты сведены в табл.4. The results obtained are summarized in table 4.

Claims

COMBINED METHOD FOR PROCESSING TAILS OF TREATMENT OF POLYMETALLIC ORES, including flotation, chloride leaching, precipitation of metals from a solution, followed by their separation into selective products, characterized in that the chloride leaching is carried out before flotation with an acidified solution / containing 100-300 g of sodium chloride pH 1.5-2.5, and the leach cake float with obtaining pyrite concentrate and tailings.