RU2336345C1 - Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд - Google Patents

Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд Download PDF

Info

Publication number
RU2336345C1
RU2336345C1 RU2007113949/02A RU2007113949A RU2336345C1 RU 2336345 C1 RU2336345 C1 RU 2336345C1 RU 2007113949/02 A RU2007113949/02 A RU 2007113949/02A RU 2007113949 A RU2007113949 A RU 2007113949A RU 2336345 C1 RU2336345 C1 RU 2336345C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
copper
leaching
ore
cake
concentrate
Prior art date
Application number
RU2007113949/02A
Other languages
English (en)
Inventor
Виктор Васильевич Панин (RU)
Виктор Васильевич Панин
Любовь Николаевна Крылова (RU)
Любовь Николаевна Крылова
Original Assignee
Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет)
Открытое акционерное общество "Московский комитет по науке и технологиям"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет), Открытое акционерное общество "Московский комитет по науке и технологиям" filed Critical Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет)
Priority to RU2007113949/02A priority Critical patent/RU2336345C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2336345C1 publication Critical patent/RU2336345C1/ru

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд. Техническим результатом является снижение расхода серной кислоты на переработку, повышение извлечения меди из руды, повышение качества товарных продуктов - катодной меди. Способ включает сухое дробление и последующее измельчение руды до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивание руды при перемешивании и содержании твердой фазы 50-70% раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3. После обезвоживания и промывки кека выщелачивания руды проводят нейтрализацию, измельчение кека до крупности 60-95% класса - 0,074 мм и флотацию медных минералов из кека выщелачивания с получением флотационного концентрата. Выщелачивание флотационного концентрата ведут при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-55°С, с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрации от 2,0-15,0 г/дм3. Затем проводят обезвоживание и промывку кека выщелачивания концентрата, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды и жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания концентрата, освобождение полученного медьсодержащего объединенного раствора от твердых взвесей и экстракцию меди из объединенного раствора с получением катодной меди. 7 з.п. ф-лы.

Description

Изобретение относится к металлургии меди, также металлургии других цветных металлов, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы цветных металлов.
Мировая практика переработки медных руд показывает, что степень их окисленности является главным фактором, влияющим на выбор технологических схем и определяющим технологические и технико-экономические показатели переработки руды. Переработка медных руд ведется либо по чисто гидрометаллургической технологии (процесс выщелачивания), либо по флотационной технологии, либо по комбинированным схемам.
Для переработки сульфидно-окисленных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделения твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.
Известен способ переработки окисленных руд, включающий предварительную сульфидизацию окисленных медных минералов и последующую флотацию с выделением медного концентрата. Сульфидизацию окисленных медных минералов проводят методом сульфоагломерации, полученный агломерат подвергают дроблению, измельчению и флотации с выделением медного концентрата (см. RU 2149709 С1, В03D 1/00, 27.05.2000).
Недостатком способа является сложность переработки окисленных медных руд, приводящая к потере на переделах извлечения меди, получения из окисленной руды продукта не глубокой переработки - концентрата, требующего дальнейшей переработки.
Известен способ выделения меди из медной руды (JP 2905867, С22В 15/00, опубл. 14.06.1999), заключающийся в смешивании сульфидного минерала, в виде порошка со средним размером частиц 50-300 мкм, с хлористоводородной кислотой, концентрацией порядка 4 молей/дм3. Полученную смесь выдерживают в течение 1-6 ч при температуре от 800°С до азеотропной точки хлористоводородной кислоты, предпочтительно 95-100°С. После выдержки к смеси добавляют воду для экстракции соединения меди в воду. Растворимое соединение меди, экстрагированное из руды в воду, разделяют на нерастворимый осадок медной руды и водный раствор, содержащий медь. Для извлечения меди из водного раствора используют экстракцию растворителем или электролиз.
Недостатками способа являются использование агрессивной соляной кислоты, высокие затраты энергии для создание температуры до 100°С, высокий расход соляной кислоты, неэффективное осуществление выщелачивания - выдерживанием, а без перемешивания более сложная реализация экстракции меди из солянокислых растворов.
Наиболее близким по технической сути к заявленному способу является способ переработки медьсодержащих продуктов (RU 2179589, С22В 3/00, опубл. 20.02.2002), включающий дробление и измельчение исходного продукта до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимую для флотации, выщелачивание, разделение твердой и жидкой фаз продукта выщелачивания с одновременной промывкой твердой фазы частью рафината экстракции и водой, доизмельчение твердой фазы продукта с последующей флотацией, а жидкую фазу продукта подвергают экстракции с выделением рафината и медьсодержащего раствора экстрагента, при этом рафинат неоднократно используют при выщелачивании и промывке.
Недостатками способа являются большой расход серной кислоты, не достаточно высокое качество катодной меди из-за отсутствия операции осветления или фильтрования жидкой фазы перед экстракцией органическим экстрагентом.
В изобретении достигается следующий технический результат: снижение расхода серной кислоты на переработку, повышение извлечения меди из руды, повышение качества товарных продуктов - катодной меди, снижается расход воды на переработку, получение всей товарной продукции в виде катодной меди, повышение глубины переработки руды.
Дополнительным результатом является повышение экологичности получения катодной меди из медных концентратов.
Указанный технический результат достигается тем, что способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд включает сухое дробление и последующее измельчение руды до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивание руды при перемешивании раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3 при содержании твердой фазы 50-70% в течение 0,5-2,0 часов, а также обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, последующую нейтрализацию и измельчение кека выщелачивания до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотацию медных минералов из кека выщелачивания с получением флотационного концентрата, выщелачивание флотационного концентрата при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3, последующее обезвоживание и промывку кека выщелачивания концентрата, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды и жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания концентрата, а также освобождение полученного медьсодержащего объединенного раствора от твердых взвесей, экстракцию меди из объединенного раствора с получением катодной меди.
При этом обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.
Кроме того, промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.
Также флотацию минералов меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0.
Кроме того, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.
Также экстракцию меди проводят методом жидкостной экстракции - электроэкстракции, в этом случае рафинат, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и концентрата и при промывке кека выщелачивания руды и концентрата.
В сульфидно-окисленных медных рудах присутствуют окисленные минералы меди, например малахит, брошантит, азурит, и сульфидные минералы меди - халькопирит, халькозин, борнит, ковелин, а также пустая порода.
Сухое дробление руды до крупности 1-4 мм снижает расход воды и электроэнергии на рудоподготовку, позволяет экономить серную кислоту для последующего выщелачивания, снижает размеры хвостохранилища.
Крупность руды 1-4 мм достаточна для выщелачивания большей части окисленных минералов, в тоже время большая часть кислотопоглощающих минералов пустой породы не потребляет кислоту. Дробленая руда до крупности 1,0-4 мм после выщелачивания обезвоживается с хорошими кинетическими показателями.
Выщелачивание раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов в течение 0,5-2 часов. Выщелачивание дробленой руды с содержанием твердой фазы 50-70% хорошо перемешивается, позволяет обеспечить самостирание и уменьшить объем аппаратов для реализации процесса. Через 5-10 минут выщелачивания медная руда переходит в технологический сорт сульфидная, т.е. содержание окисленных минералов в руде снижается до менее 30%.
Для обезвоживания шламов и продуктов обогащения минерального сырья (руд, концентратов и т.д.) применяется фильтровальное оборудование, а также центрифуги (фильтрующие и осадительные), обезвоживающие грохоты, дуговые сита и т.д. Продукты с крупностью 1,0-4,0 мм обезвоживаются на фильтрующих центрифугах и ленточных вакуум-фильтрах.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека. Наиболее эффективным способом является обезвоживание фильтрованием, в частности, на ленточных фильтрах.
Для наиболее полного извлечения меди кек выщелачивания промывается водной фазой. Промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частности, на фильтрах.
Выделение из кека выщелачивания минералов меди производится флотационным обогащением. Для обеспечения наилучших условий флотационного обогащения производится нейтрализация кека выщелачивания и измельчение до крупности 60-95% класса - 0,074 мм. Флотация медных минералов проводится при значении рН 8,0-10,5 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.
Сульфидный медный концентрат является упорным продуктом и обычно перерабатывается пирометаллургически. Стоимость концентрата почти в два раза ниже стоимости меди катодной. Переработка концентрата гидрометаллургическим методом снижает расходы на электроэнергию, транспортировку товарного продукта и повышает его стоимость.
Использование озона для выщелачивания меди из медных концентратов в растворе серной кислоты является эффективным методом и экологически более безвредным. Концентрация кислоты 10-80 г/дм3 обеспечивает реакции взаимодействия озона трехвалентного железа с сульфидными минералами.
Температура 20-55°С и присутствие ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3 увеличивают скорость процесса окисления озоном.
Раствор жидкой фазы выщелачивания руды, концентрата и промывные воды кека выщелачивания руды и концентрата для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, которые ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.
Из объединенных растворов производится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.
Современньм методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использованием этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.
Образующийся при экстракции меди из сернокислых растворов рафинат содержит серную кислоту и остаточное количество меди. Для рационального использования жидкой фазы и снижения потерь меди рафинат экстракции используют для выщелачивания руды и концентрата, промывки кека выщелачивания руды и концентрата.
Примеры реализации способа.
Пример 1.
Медная сульфидно-окисленная руда Удоканского месторождения, содержащая 1,56% меди, в которых 55% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 3 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, концентрации серной кислоты 20 г/дм3. За 1 час выщелачивания в раствор перешло 81% окисленных минералов меди и 16% вторичных сульфидных минералов, выход кека выщелачивания составил 95%. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на фильтре сначала одним объемом сернокислого рафината экстракции, затем двумя объемами воды. Кек выщелачивания измельчался в мельнице до крупности 70% класса - 0,074 мм. В мельницу для нейтрализации добавляли кальцинированную соду. Далее во флотационной машине проводили обогащение при рН 9,0-11,0 с использованием флотореагентов - сернистого натрия, Т-80, ксантогената. В результате выделен сульфидный медный концентрат с содержанием меди 30,4% и отвальные хвосты с содержанием меди 0,12%.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 60 г/дм3 при температуре 55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 5,5 г/дм3. Извлечение меди из концентрата за 5 часов выщелачивания составило 92%. После выщелачивания твердая фаза отфильтровывалась, промывалась рафинатом экстракции и водой.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 4,6 г/дм3, значение рН 1,9.
Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 90,8%.
Пример 2.
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 2,2% меди, в которых 52% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 2 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, концентрации серной кислоты 40 г/дм3. За 1,5 часа выщелачивания в раствор перешло 87% окисленных минералов меди и 14% вторичных сульфидных минералов. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на фильтре сначала одним объемом сернокислого рафината экстракции, затем двумя объемами воды. Кек выщелачивания измельчался в мельнице до крупности 65% класса - 0,074 мм. В мельницу для нейтрализации добавляли известь. Далее во флотационной машине проводили обогащение при рН 8,0-11,0 с использованием флотореагентов - сульфидизатора, вспенивателя и собирателя. В результате получен сульфидный медный концентрат с содержанием меди 30,6% и отвальные хвосты с содержанием меди 0,14%.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-50 г/дм3 при температуре 20-55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 5,5-15,0 г/дм3.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 5,4 г/дм3, значение рН 1,8. Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 91,5%.

Claims (8)

1. Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд, заключающийся в сухом дроблении и последующем измельчении до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивании руды при перемешивании и содержании твердой фазы 50-70%-ным раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3, обезвоживании и промывке кека выщелачивания руды, нейтрализации и измельчении кека выщелачивания до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотации медных минералов из кека выщелачивания с получением флотационного концентрата, выщелачивании флотационного концентрата при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрации от 2,0-15,0 г/дм3, обезвоживании и промывке кека выщелачивания концентрата, объединении жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды и жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания концентрата, освобождении полученного медьсодержащего объединенного раствора от твердых взвесей, экстракции меди из объединенного раствора с получением катодной меди.
2. Способ по п.1, в котором обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.
3. Способ по п.1, в котором промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.
4. Способ по п.1, в котором флотацию минералов меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0.
5. Способ по п.1, в котором объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.
6. Способ по п.1, в котором экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция.
7. Способ по п.6, в котором рафинат, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и концентрата.
8. Способ по п.6, в котором рафинат, образующийся при жидкостной экстракции, используют при промывке кека выщелачивания руды и концентрата.
RU2007113949/02A 2007-04-16 2007-04-16 Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд RU2336345C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2007113949/02A RU2336345C1 (ru) 2007-04-16 2007-04-16 Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2007113949/02A RU2336345C1 (ru) 2007-04-16 2007-04-16 Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2336345C1 true RU2336345C1 (ru) 2008-10-20

Family

ID=40041244

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2007113949/02A RU2336345C1 (ru) 2007-04-16 2007-04-16 Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2336345C1 (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2604279C1 (ru) * 2015-08-14 2016-12-10 Общество с ограниченной ответственностью "Байкальская горная компания" Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра
RU2623851C1 (ru) * 2016-05-23 2017-06-29 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2604279C1 (ru) * 2015-08-14 2016-12-10 Общество с ограниченной ответственностью "Байкальская горная компания" Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра
RU2623851C1 (ru) * 2016-05-23 2017-06-29 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2016204728B2 (en) Method for the Extraction and Recovery of Vanadium
CN109234522B (zh) 一种钴硫精矿综合回收处理方法
CN105695745B (zh) 一种低品位冰铜渣金属资源综合回收工艺
CN105296744B (zh) 一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法
MX2008000888A (es) Procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado de sulfuros de metales básicos.
CN108754148A (zh) 一种含铜、锰、钴、锌、镍重金属废渣再回收的处理方法
WO2013096071A1 (en) System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials
CN100371471C (zh) 一种氧化镍矿的处理方法
CN101603125B (zh) 一种镍液净化除杂的方法
CN103805789B (zh) 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法
CN105219965A (zh) 利用含镍电镀污泥、镍废催化剂、废镍渣提取镍、铜的方法
JP2019065341A (ja) ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
CN103757198A (zh) 从卡林型金矿中提取高纯度黄铁矿及毒砂的方法
RU2336345C1 (ru) Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд
RU2336344C1 (ru) Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд
CN105110300A (zh) 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法
RU2428493C1 (ru) Способ извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд
CN103993170A (zh) 从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法
CN105399132B (zh) 一种用黄铜炉渣和含锌烟道灰制备碱式氯化铜及碱式氯化锌的工艺
CN109913647B (zh) 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法
RU2439177C2 (ru) Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра
RU2352401C2 (ru) Способ флотационного выделения сульфидного концентрата из сульфидно-окисленной медной руды
CN105838886A (zh) 从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法
CN114350945B (zh) 一种铀钼矿湿法冶炼钼反萃取三相物分离、回收方法
RU2337160C1 (ru) Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20090417