RU2745389C1

RU2745389C1 - Method for processing copper-containing materials with release of precious metal concentrate

Info

Publication number: RU2745389C1
Application number: RU2020126273A
Authority: RU
Inventors: Борис Эдуардович Затицкий; Вадим Львович Дубровский; Марина Андреевна Ласточкина; Денис Владимирович Румянцев
Original assignee: Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель"; Акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания"; Общество с ограниченной ответственностью "Институт Гипроникель"
Priority date: 2020-08-06
Filing date: 2020-08-06
Publication date: 2021-03-24
Also published as: WO2022031191A1

Abstract

FIELD: non-ferrous metallurgy.SUBSTANCE: invention relates to non-ferrous metallurgy and namely to the comprehensive processing of copper or copper-nickel materials, which can be used as copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, including white matte, cement copper and other copper-containing semi-products of nickel refining with selective extraction non-ferrous and precious metals (PMs). The method includes roasting copper-containing material tightly, leaching roasting products, separating copper by electro-extraction from leaching solutions, flotation of the leach residue to obtain a precious metal concentrate and a chamber product containing mainly non-ferrous metals. During leaching, a -20 mcm fraction of sulfide-containing copper-containing material or sulfide solution in an amount providing residual sulfur in the leach residue of 1.5-2.5% is added to the roasting products.EFFECT: reduction of PM losses, production of cathode copper of the highest grade and efficient flotation separation of PMs from the leaching residue.5 cl, 1 dwg, 8 ex

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к комплексной переработке медных или медно-никелевых материалов, в качестве которых могут использоваться медный концентрат от флотационного разделения файнштейна или медный штейн, в том числе белый матт, цементная медь и иные медьсодержащие полупродукты рафинирования никеля с селективным извлечением цветных и драгоценных металлов.The invention relates to the field of nonferrous metallurgy, in particular to the complex processing of copper or copper-nickel materials, which can be used as copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, including white matte, cement copper and other copper-containing semi-products of nickel refining with selective extraction of non-ferrous and precious metals.

Хорошо известны способы переработки медных концентратов, основанные на их сульфатизирующем обжиге, некоторые из которых предусматривают дальнейшее выделение драгоценных металлов (далее - ДМ) из остатка выщелачивания огарка обжига.There are well-known methods for processing copper concentrates based on their sulfatizing roasting, some of which provide for the further separation of precious metals (hereinafter referred to as DM) from the leaching residue of the roasting cinder.

Известен способ (Патент РФ №2255126) переработки медного концентрата колчеданных руд, включающий сульфатизирующий обжиг исходного концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов, при этом сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 500-600°С в течение 90-180 минут, полученный огарок выщелачивают раствором серной кислоты или водой с отделением кека и фильтрата, из последнего электролизом выделяют медь, осушенный кек шихтуют с окислителем и хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и проводят термообработку при температуре 450-550°С с получением спека, который выщелачивают раствором соляной кислоты, и из полученного фильтрата путем сорбции выделяют благородные металлы. Недостаток способа заключается том, что при выщелачивании продуктов сульфатизирующего обжига вся присутствующая в огарке в эквивалентной меди количестве сера переходит в раствор и выводится через требующие утилизации солевые стоки. Кроме того, способ предусматривает дополнительную многостадийную, затратную и также сопровождающуюся отходами, токсичными газовыми выбросами и требующими утилизации солевых стоков переработку остатка выщелачивания для выделения из него ДМ. Для исключения значительного количества солевых стоков вместо сульфатизирующего обжига используется обжиг «намертво», когда присутствующая в сырье сера максимально выжигается из материала и переходит в богатые обжиговые газы из которых легко утилизируется, как правило, в форме серной кислоты.There is a known method (RF Patent No. 2255126) for processing a copper concentrate of pyrite ores, including sulphating roasting of the original concentrate and leaching the cinder with the release of metals, while the sulfatizing roasting of the original copper concentrate is carried out in air at a temperature of 500-600 ° C for 90-180 minutes, the resulting cinder is leached with a solution of sulfuric acid or water with the separation of cake and filtrate, copper is isolated from the latter by electrolysis, the dried cake is charged with an oxidizer and chlorides of alkali and alkaline earth metals and heat treatment is carried out at a temperature of 450-550 ° C to obtain a cake, which is leached with a solution of hydrochloric acid , and noble metals are isolated from the filtrate obtained by sorption. The disadvantage of this method is that during the leaching of the products of sulphating roasting, all sulfur present in the cinder in an equivalent amount of copper goes into solution and is removed through the salt drains requiring disposal. In addition, the method provides for an additional multistage, costly and also accompanied by wastes, toxic gas emissions and the processing of the leach residue requiring the disposal of salt effluents to isolate DM from it. To eliminate a significant amount of salt effluent, instead of sulfatizing roasting, “tight” roasting is used, when the sulfur present in the raw material is burned out of the material as much as possible and passes into rich roasting gases from which it is easily utilized, usually in the form of sulfuric acid.

Также известен способ получения никеля и концентрата ДМ из медно-никелевого файнштейна, предусматривающий обжиг «намертво», выщелачивание огарка и получение меди из растворов выщелачивания (Патент РФ №2415956). Способ включает выщелачивание сульфидных фракций файнштейна хлоридным раствором при подаче хлора, очистку раствора от меди с получением медного сульфидного кека, выделение концентрата драгоценных металлов и электроэкстракцию никеля из раствора. Очистку раствора от меди с выводом ее в медный сульфидный кек осуществляют путем добавления получаемой при разделении файнштейна металлизированной фракции в полученную при выщелачивании пульпу. Медный сульфидный кек обжигают, полученный огарок выщелачивают. Раствор отправляют на электроэкстракцию меди, а из остатка флотацией выделяют концентрат драгоценных металлов и камерный продукт. Недостатки способа заключается в технических трудностях производства меди из загрязненных хлоридами материалов, высокие эксплуатационные затраты и потери за счет переработки в медном производстве медного сульфидного кека, в котором сосредоточенны вся медь, сера и ДМ файнштейна. Перечисленные недостатки способа объясняются тем, что он предусматривает совместную переработку медной и никелевой сульфидных составляющих, а также металлизированной фракции файнштейна в никелевом производстве с использованием хлора и хлоридных растворов. При этом выводимый из никелевого производства сульфидный медный кек содержит всю медь, серу и ДМ файнштейна, а также пропорциональные его массе примеси - никель и не полностью удаленные хлориды. При обжиге хлориды в основном переходят в газы и вызывают коррозию системы переработки обжиговых газов. Оставшиеся в огарке хлориды оказываются в медном электролите и затрудняют производство меди электроэкстракцией. Возврат большого количества никеля из сульфидного кека в никелевое производство через медное приводит к увеличению потерь, капитальных и эксплуатационных расходов. Вывод всех ДМ файнштейна через медное производство и флотоконцентрат приводит к дополнительному увеличению потерь и незавершенного производства по ДМ. Поэтому разделяя файнштейн на фракции, его медную сульфидную составляющую перерабатывают обособленно. Способ описывает получение никеля и концентрата ДМ из медно-никелевого файнштейна и не относится к способам производства меди. Поэтому способ не раскрывает особенности производства меди и концентрата ДМ, в частности из выделяемого из файнштейна медного концентрата.Also known is a method of obtaining nickel and DM concentrate from copper-nickel matte, providing for "tightly" roasting, cinder leaching and copper production from leaching solutions (RF Patent No. 2415956). The method includes leaching of matte sulfide fractions with a chloride solution when feeding chlorine, purifying the solution from copper to obtain copper sulfide cake, separating precious metals concentrate and electroextraction of nickel from the solution. Purification of the solution from copper with its output into the copper sulfide cake is carried out by adding the metallized fraction obtained during the separation of matte into the pulp obtained during leaching. Copper sulphide cake is roasted, the resulting cinder is leached. The solution is sent for copper electroextraction, and precious metals concentrate and chamber product are isolated from the residue by flotation. The disadvantages of this method are the technical difficulties in the production of copper from materials contaminated with chlorides, high operating costs and losses due to the processing of copper sulfide cake in copper production, in which all copper, sulfur and DM of matte are concentrated. The listed disadvantages of the method are explained by the fact that it provides for the combined processing of copper and nickel sulfide components, as well as the metallized matte fraction in nickel production using chlorine and chloride solutions. At the same time, sulfide copper cake withdrawn from nickel production contains all copper, sulfur and DM of matte, as well as impurities proportional to its mass - nickel and not completely removed chlorides. During firing, chlorides are mainly converted into gases and cause corrosion of the firing gas processing system. Chlorides remaining in the cinder end up in the copper electrolyte and impede the production of copper by electroextraction. The return of large quantities of nickel from sulphide cake to nickel production via copper leads to increased losses, capital and operating costs. The withdrawal of all PM of matte through copper production and flotation concentrate leads to an additional increase in losses and work in progress for PM. Therefore, dividing matte into fractions, its copper sulfide component is processed separately. The method describes the production of nickel and DM concentrate from copper-nickel matte and does not apply to methods of copper production. Therefore, the method does not disclose the peculiarities of the production of copper and DM concentrate, in particular, from the copper concentrate released from matte.

Наиболее близким техническим решением является выбранный в качестве ближайшего аналога способ обжига медного концентрата, выщелачивания огарка, выделение меди из растворов выщелачивания, флотацию остатка выщелачивания с выделением концентрата ДМ и камерного продукта, содержащего преимущественно цветные металлы (Патент РФ №2341573). Способ имеет следующие недостатки. Также как в способах, предусматривающих сульфатизирующий обжиг, в растворы выщелачивания, полученного при обжиге «намертво» огарка, совместно с медью частично переходят примеси, накопление которых отрицательно влияет на процесс выделение меди. Их удаляют из производственных медных растворов. Для минимизации перехода в раствор наиболее вредных примесей, в частности никеля, но прежде всего железа и селена, обжиг «намертво» ведут в жестких условиях, при температуре 900-950°С, максимально выжигая серу, до ее остаточного содержания в огарке до ~ 0,1%. Последующее флотационное выделение концентрата ДМ из остатка выщелачивания возможно только при наличии в нем серы в количестве не менее 1,0-2,5%. Это объясняется тем, что флотируются соединения серы, а совместно с ними и имеющиеся в остатке ассоциированные с серой ДМ. При недостатке серы в остатке выщелачивания результаты флотационного выделения ДМ оказываются неудовлетворительными (пример 1). В процессе выщелачивания только часть присутствующей в исходных продуктах обжига серы сохраняется в остатке. Поэтому для успешного осуществления процесса выделения концентрата ДМ по ближайшему аналогу в огарке должна присутствовать сера в количестве не менее 0,5%. При таком содержании серы в огарке загрязнение растворов железом, селеном и иными примесями оказывается высоким (пример 2,3). Второй недостаток известного способа заключается в том, что при выщелачивании продуктов обжига часть ДМ переходит в раствор и безвозвратно теряется с ними. Потери ДМ возрастают со снижением сульфидной серы в огарке и уже при остаточном ее содержании 0,5% оказываются неприемлемо высокими (пример 2), а загрязнение катодной меди серебром может превышать требования, предъявляемые к меди высших марок.The closest technical solution is the method of roasting copper concentrate, leaching the cinder, separating copper from leaching solutions, flotation of the leach residue with the release of DM concentrate and chamber product containing predominantly non-ferrous metals, selected as the closest analogue (RF Patent No. 2341573). The method has the following disadvantages. As well as in the methods involving sulfatizing roasting, impurities, the accumulation of which negatively affects the process of copper extraction, partially pass into the leaching solutions obtained during the "tightly" roasting of the cinder together with copper. They are removed from production copper solutions. To minimize the transition to the solution of the most harmful impurities, in particular nickel, but primarily iron and selenium, firing "tightly" is carried out under harsh conditions, at a temperature of 900-950 ° C, burning sulfur as much as possible, until its residual content in the cinder is ~ 0 ,one%. Subsequent flotation separation of DM concentrate from the leach residue is possible only if it contains sulfur in an amount of at least 1.0-2.5%. This is explained by the fact that sulfur compounds are floated, and together with them, the DM associated with sulfur in the residue. With a lack of sulfur in the leach residue, the results of the flotation separation of DM are unsatisfactory (example 1). During the leaching process, only part of the sulfur present in the initial roasting products is retained in the residue. Therefore, for the successful implementation of the process of separating the DM concentrate according to the closest analogue, the cinder must contain sulfur in an amount of at least 0.5%. With such a sulfur content in the cinder, the contamination of solutions with iron, selenium and other impurities turns out to be high (example 2,3). The second disadvantage of the known method is that during leaching of roasted products, part of the DM goes into solution and is irretrievably lost with them. Losses of DM increase with a decrease in sulfide sulfur in the cinder and even at a residual content of 0.5% they turn out to be unacceptably high (example 2), and the contamination of cathode copper with silver may exceed the requirements for higher grades of copper.

Предлагаемый способ и способ по ближайшему аналогу обладают следующими общими признаками:The proposed method and the closest analogue method have the following general features:

- обжиг медьсодержащего материала «намертво»;- firing copper-containing material "tightly";

- выщелачивание огарка в сернокислом медном растворе;- leaching of the cinder in a copper sulfate solution;

- электроэкстракция меди из богатого раствора с получением катодной меди и возвратом обедненного раствора на выщелачивание;- electroextraction of copper from a rich solution with the production of cathode copper and the return of the depleted solution for leaching;

- флотационное выделение ДМ из остатка выщелачивания.- flotation separation of DM from the leach residue.

Основными отличительными от ближайшего аналога признаками способа являются:The main distinguishing features of the method from the closest analogue are:

- при выщелачивании к продуктам обжига добавляют мелкую фракцию медьсодержащего сульфидсодержащего материала или раствор сульфида в количестве, обеспечивающим остаточную серу в остатке выщелачивания 1,0-2,5%.- during leaching, a fine fraction of a copper-containing sulfide-containing material or a sulfide solution in an amount providing residual sulfur in the leach residue of 1.0-2.5% is added to the roasting products.

Задачей изобретения являются минимальные потери ДМ с растворами на выщелачивании и получение меди высших марок, а также эффективное флотационное выделение ДМ в концентрат из остатка выщелачивания.The objective of the invention is the minimum loss of DM with solutions on leaching and the production of copper of the highest grades, as well as efficient flotation separation of DM into concentrate from the leach residue.

Технический результат, на достижение которого направлено настоящее изобретение, заключается в возможности переработки материалов без потерь ДМ, что обеспечивает получение меди высших марок, а также эффективное флотационное выделение ДМ из остатка выщелачивания.The technical result to be achieved by the present invention consists in the possibility of processing materials without loss of DM, which ensures the production of copper of higher grades, as well as efficient flotation separation of DM from the leach residue.

Технический результат достигается за счет того, что в способе переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов, включающем обжиг медьсодержащего материала «намертво», выщелачивание продуктов обжига, выделение меди электроэкстракцией из растворов выщелачивания, флотацию остатка выщелачивания с получением концентрата драгоценных металлов и содержащего преимущественно цветные металлы камерного продукта, согласно предлагаемому способу при выщелачивании к продуктам обжига добавляют мелкую фракцию сульфидсодержащего медьсодержащего материала или раствор сульфида в количестве, обеспечивающем остаточную серу в остатке выщелачивания 1,0-2,5%.The technical result is achieved due to the fact that in the method of processing copper-containing materials with the release of a concentrate of precious metals, including the roasting of copper-containing material "tightly", leaching of the roasting products, the separation of copper by electro-extraction from leaching solutions, flotation of the leach residue to obtain a concentrate of precious metals and containing predominantly non-ferrous the metals of the chamber product, according to the proposed method, during leaching, a fine fraction of a sulfide-containing copper-containing material or a sulfide solution is added to the roasted products in an amount that provides residual sulfur in the leach residue of 1.0-2.5%.

В способе в качестве медьсодержащего материала возможно использование медного концентрата от флотационного разделения файнштейна или медного штейна, белого матта, рудных медных концентратов, цементной меди или иных медных полупродуктов рафинирования никеля или их смеси с содержанием меди от 10 до 95% и содержанием серы от 0 до 50%.In the method, as a copper-bearing material, it is possible to use copper concentrate from flotation separation of matte or copper matte, white matte, ore copper concentrates, cement copper or other copper semi-finished products of nickel refining or their mixtures with a copper content from 10 to 95% and a sulfur content from 0 to fifty%.

В способе в качестве сульфидсодержащего медьсодержащего материала возможно использование медного концентрата от флотационного разделения файнштейна или медного штейна, белого матта, рудных медных концентратов.In the method, as a sulfide-containing copper-containing material, it is possible to use copper concentrate from flotation separation of matte or copper matte, white matte, ore copper concentrates.

В представленном способе обжиг медного концентрата от флотационного разделения файнштейна или медного штейна, белого матта, медных полупродуктов рафинирования никеля, рудных медных концентратов или их смеси осуществляют в печи КС, а при выщелачивании огарка добавляют их мелкую фракцию (примеры 4, 6, 7, 8) или раствор сульфида (пример 5).In the presented method, the roasting of copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, white matte, copper semi-finished products of nickel refining, ore copper concentrates or their mixtures is carried out in the KS furnace, and when leaching the cinder, their fine fraction is added (examples 4, 6, 7, 8 ) or sulfide solution (example 5).

В способе обжиг цементной меди осуществляют в трубчатой печи, а при выщелачивании огарка добавляют мелкую фракцию сульфидсодержащего медьсодержащего материала (пример 8) или раствор сульфида.In the method, the roasting of cement copper is carried out in a tubular furnace, and when leaching the cinder, a fine fraction of a sulfide-containing copper-bearing material (example 8) or a sulfide solution is added.

Для предотвращения потерь ДМ с растворами выщелачивания, обеспечения флотационного выделения ДМ из остатка выщелачивания и получения катодной меди с минимальным содержанием серебра в способе, включающем обжиг медного концентрата, выщелачивание огарка, выделение меди из растворов выщелачивания, флотацию остатка выщелачивания с получением концентрата ДМ и камерного продукта, содержащего преимущественно цветные металлы, при выщелачивании к продуктам обжига добавляют мелкую фракцию медьсодержащего сульфидсодержащего материала или раствор сульфида в количестве, обеспечивающем остаточную серу в остатке выщелачивания 1,5 - 2,5%. Добавление мелкой фракции этого материала или раствора сульфида предотвращает переход в раствор ДМ и обеспечивает последующее флотационное выделение ДМ из остатка выщелачивания. По предлагаемому способу нет необходимости ограничивать минимальное содержание серы в огарке. Обжиг ведется до достижения в огарке содержания серы менее 0,5%, предпочтительно 0,1% и менее, что обеспечивает минимальное загрязнение растворов примесями. Добавляемая на выщелачивание мелкая фракция медьсодержащего сульфидсодержащего материала или раствора сульфида действует как сульфидный коллектор, препятствуя переходу в раствор ДМ на выщелачивании. Тогда потери ДМ становятся ничтожными, а катодная медь не загрязняется серебром. Использование сульфидного коллектора - специально добавляемого вещества, осадок которого способствует глубокому сосаждению микроколичеств ценных компонентов из растворов, как прием для выделения микроколичеств ДМ из растворов хорошо известно из аналитической химии. (Кузяков Ю.Я., Семененко К.А., Зоров Н.Б. Методы спектрального анализа: учебное пособие - М. Издательство МГУ. 1990. 213 с, таблица 2.7). Отсутствие серебра в растворах выщелачивания обеспечивает получение меди высших марок по этой примеси. Дальнейшее флотационное выделение ДМ в концентрат оказывается таким же успешным, как если бы в огарке присутствовало необходимое количество серы. Это объясняется тем, что в данном случае ДМ ассоциируются с добавленной мелкой фракцией сульфидсодержащего медьсодержащего материала, что и способствует их совместной флотации. В качестве добавки взамен сульфидсодержащего медьсодержащего материала может использоваться раствор сульфида, например натрия или кальция. Подаваемый сульфид практически мгновенно реагирует с присутствующей в растворе выщелачивания медью с образованием мелкодисперсного осадка сульфида меди, который и является коллектором в данном случае. Таким образом, добавление ограниченного количества мелкой фракции сульфидсодержащего медьсодержащего материала или раствора сульфида на выщелачивание позволяет достичь одновременно нескольких целей. Предложенный способ позволяет вести обжиг в широком температурном диапазоне до остаточного содержания серы в огарке 0,1% и менее, что препятствует загрязнению растворов вредными примесями. Способ снижает потери ДМ, обеспечивает получение катодной меди высших марок и последующее флотационное выделение ДМ из остатка выщелачивания.To prevent the loss of DM with leaching solutions, ensure the flotation separation of DM from the leach residue and obtain cathode copper with a minimum silver content in a method including roasting copper concentrate, leaching cinder, separating copper from leaching solutions, flotation of the leach residue to obtain DM concentrate and chamber product containing predominantly non-ferrous metals, during leaching, a fine fraction of a copper-containing sulfide-containing material or a sulfide solution is added to the roasted products in an amount that provides residual sulfur in the leach residue of 1.5-2.5%. The addition of a fine fraction of this material or a sulfide solution prevents the passage of DM into solution and ensures the subsequent flotation separation of DM from the leach residue. According to the proposed method, there is no need to limit the minimum sulfur content in the cinder. Firing is carried out until the sulfur content in the cinder reaches less than 0.5%, preferably 0.1% or less, which ensures minimal contamination of the solutions with impurities. The fine fraction of copper-bearing sulphide-containing material or sulphide solution added to the leach acts as a sulphide reservoir, preventing the DM from going into solution in the leach. Then the DM losses become negligible, and the cathode copper is not contaminated with silver. The use of a sulphide collector, a specially added substance, the sediment of which contributes to the deep deposition of trace amounts of valuable components from solutions, as a technique for the separation of trace amounts of DM from solutions is well known from analytical chemistry. (Kuzyakov Yu.Ya., Semenenko K.A., Zorov N.B. Methods of spectral analysis: textbook - M. Publishing house of Moscow State University. 1990.213 p, table 2.7). The absence of silver in leaching solutions ensures the production of higher grades of copper for this impurity. Further flotation separation of DM into concentrate turns out to be as successful as if the required amount of sulfur was present in the cinder. This is due to the fact that in this case DM are associated with the added fine fraction of sulfide-containing copper-containing material, which contributes to their joint flotation. As an additive instead of the sulfide-containing copper-containing material, a solution of a sulfide, such as sodium or calcium, can be used. The sulphide feed reacts almost instantaneously with the copper present in the leach solution to form a fine copper sulphide precipitate, which is the reservoir in this case. Thus, the addition of a limited amount of sulphide-containing copper-containing material fines or sulphide solution for leaching can achieve several objectives simultaneously. The proposed method allows firing in a wide temperature range to a residual sulfur content in the cinder of 0.1% or less, which prevents the contamination of solutions with harmful impurities. The method reduces the loss of DM, ensures the production of cathode copper of the highest grades and the subsequent flotation separation of DM from the leaching residue.

Количество добавляемой мелкой фракции медьсодержащего сульфидсодержащего материала или раствора сульфида определяется содержанием сульфидной серы в огарке, а крупность добавляемого медьсодержащего сульфидсодержащего материала необходимостью максимального сохранения ДМ в остатке выщелачивания. Для осуществления флотационного выделения ДМ мелкая фракция медьсодержащего сульфидсодержащего материала или раствора сульфида должны добавляться в количестве, обеспечивающем содержание серы в остатке выщелачивания на уровне 1,0-2,5%. Для достижения полноты осаждения ДМ, которая определяется крупностью мелкой фракции медьсодержащего сульфидсодержащего материала, необходимо использовать материал фракции менее 15-20 мкм. Под крупностью понимается максимальный размер частиц медьсодержащего сульфидсодержащего материала, выделяемого любым известным способом, например, ситовой или гидравлической классификацией.The amount of added fine fraction of copper-containing sulphide-containing material or sulphide solution is determined by the content of sulphide sulfur in the cinder, and the size of the added copper-sulphide-containing material is determined by the need for maximum preservation of DM in the leach residue. For the implementation of the flotation separation of DM, a fine fraction of copper-containing sulfide-containing material or sulfide solution should be added in an amount that ensures the sulfur content in the leach residue at the level of 1.0-2.5%. To achieve the completeness of the deposition of DM, which is determined by the size of the fine fraction of the copper-containing sulfide-containing material, it is necessary to use the material of the fraction less than 15-20 microns. By size is meant the maximum particle size of the copper-containing sulphide-containing material recovered by any known method, for example sieve or hydraulic classification.

При недостатке серы в остатке выщелачивания результаты флотационного выделения ДМ оказываются неудовлетворительными (пример 1), а потери ДМ возрастают со снижением сульфидной серы в огарке и уже при остаточном ее содержании 0,5% оказываются неприемлемо высокими (пример 2). Добавление мелкой фракции медьсодержащего сульфидсодержащего материала или раствора сульфида в количестве, обеспечивающим содержание серы в остатке выщелачивания на уровне 1,0-2,5%, обеспечивает эффективное флотационное выделение ДМ в концентрат и снижает потери ДМ на выщелачивании (примеры 4-8).With a lack of sulfur in the leaching residue, the results of the flotation separation of DM are unsatisfactory (example 1), and the loss of DM increases with a decrease in sulfide sulfur in the cinder, and already at a residual content of 0.5%, they turn out to be unacceptably high (example 2). The addition of a fine fraction of a copper-containing sulfide-containing material or a sulfide solution in an amount providing a sulfur content in the leach residue at a level of 1.0-2.5% ensures efficient flotation separation of DM into a concentrate and reduces DM losses during leaching (examples 4-8).

Предлагаемое изобретение иллюстрируется чертежом - «Влияние крупности медного концентрата на переход в раствор ДМ при выщелачивании огарка обжига, содержащих менее 0,1% серы», где на примере платины и серебра при постоянном расходе добавляемого медьсодержащего сульфидсодержащего материала, обеспечивающем 2,0% серы в остатке выщелачивания, показано положительное влияние снижения крупности (размера частиц) медьсодержащего сульфидсодержащего материала на переход в раствор ДМ.The invention is illustrated by the drawing - "Influence of the size of the copper concentrate on the transition to the DM solution during leaching of the calcined calcine containing less than 0.1% sulfur", where, for example, platinum and silver at a constant consumption of added copper-containing sulfide-containing material, providing 2.0% sulfur in leaching residue, the positive effect of reducing the size (particle size) of the copper-containing sulfide-containing material on the transition to the DM solution is shown.

Показанные на чертеже результаты получены при растворении огарка обжига медного концентрата от разделения файнштейна с добавкой того же медного концентрата стандартного производственного помола, крупностью -74 мкм, концентрата, дополнительно молотого различное время в планетарной мельнице, а также с добавкой выделенной гидравлической классификацией из исходного концентрата фракции - 20 мкм. Наибольшая крупность соответствует исходному концентрату, а наименьшая - фракции -20 мкм. Приведенная на чертеже крупность концентрата определялась как 50% содержание весовой доли частиц менее заданного размера (D₅₀). Видно, что при снижении крупности концентрата уменьшается переход в раствор ДМ, то есть потери ДМ на выщелачивании.The results shown in the drawing were obtained by dissolving the cinder of roasting copper concentrate from the separation of matte with the addition of the same copper concentrate of standard production grinding, size -74 microns, concentrate, additionally ground at different times in a planetary mill, as well as with the addition of a separated hydraulic classification from the original concentrate fraction - 20 microns. The largest size corresponds to the original concentrate, and the smallest one corresponds to a fraction of -20 microns. Shown in the drawing, the size of the concentrate was determined as 50% by weight content of particles less than the specified size (D ₅₀ ). It can be seen that with a decrease in the size of the concentrate, the transition to the solution of DM decreases, that is, the loss of DM during leaching.

Наименьшие потери ДМ обеспечиваются при использовании концентрата с наименьшей крупностью, фракцией -20 мкм. Эти потери сопоставимы с неучтенными потерями на операциях переработки сырья и дальнейшее их снижение нецелесообразно и ограничено точностью контроля и чувствительностью химического анализа. Очевидно, что продолжительным помолом в специальных мельницах возможно получение концентрата необходимой крупности. Используемая в примерах мелкая фракция медного концентрата от разделения файнштейна, фр. - (15-20) мкм, в необходимом количестве наиболее просто выделяется с помощью гидроциклона из водной пульпы концентрата, которая применяется для его транспортировки и циркулирует на производстве по операциям разделения файнштейна.The smallest loss of DM is ensured when using a concentrate with the smallest particle size, fraction -20 microns. These losses are comparable to unaccounted for losses in the operations of processing raw materials and their further reduction is impractical and limited by the accuracy of control and the sensitivity of chemical analysis. Obviously, continuous grinding in special mills is possible to obtain a concentrate of the required size. Used in the examples, the fine fraction of copper concentrate from the separation of matte, fr. - (15-20) microns, in the required amount, is most easily isolated with the help of a hydrocyclone from the aqueous pulp of the concentrate, which is used for its transportation and circulates in the production through the operations of matte separation.

Из представленной на чертеже зависимости следует, что, чем мельче концентрат, тем меньше может быть его расход для достижения заданной величины потерь ДМ. Расход концентрата определяется содержанием серы в огарке и требованиями последующей флотации. Чем меньше серы в огарке, тем ниже извлечение в концентрат ДМ, но больше их содержание в этом концентрате (примеры 1,2,3,4). Оптимальное содержанием серы в остатке, при котором извлечения серебра в концентрат флотации составляет около 90%, а его содержание превышает 1,0% находится в интервале 1,0-2,5%. При пренебрежимо малом содержании серы в огарке, 0,1% и менее, расход концентрата фракции -(15-20) мкм составляет 1% от загрузки огарка, что и обеспечивает 1,0-2,5% серы в остатке выщелачивания. С увеличением содержания серы в огарке возрастает ее содержание в остатке и снижаются потери ДМ на выщелачивании, поэтому расход концентрата сокращается. Расход раствора сульфида также определяется из расчета получения 1,0-2,5% серы в остатке выщелачивания (пример 5). Таким образом, взамен сульфидсодержащего медьсодержащего материала в качестве сульфидного коллектора может быть использован раствор сульфида. В частности, если обжигаемый медьсодержащий материал не содержит сульфидов, как например цементная медь, то в качестве сульфидного коллектора так же может использоваться мелкая фракция медного концентрата от разделения файнштейна (пример 8).From the dependence shown in the drawing, it follows that the finer the concentrate, the less can be its consumption to achieve a given value of DM losses. Concentrate consumption is determined by the sulfur content in the cinder and the requirements of the subsequent flotation. The less sulfur in the cinder, the lower the extraction of DM into the concentrate, but the greater their content in this concentrate (examples 1, 2, 3, 4). The optimal sulfur content in the residue, at which the recovery of silver in the flotation concentrate is about 90%, and its content exceeds 1.0% is in the range of 1.0-2.5%. With a negligible sulfur content in the cinder, 0.1% or less, the consumption of the concentrate fraction - (15-20) microns is 1% of the cinder loading, which provides 1.0-2.5% of sulfur in the leach residue. With an increase in the content of sulfur in the cinder, its content in the residue increases and the loss of DM during leaching decreases, so the consumption of the concentrate decreases. The consumption of the sulfide solution is also determined based on the production of 1.0-2.5% sulfur in the leach residue (example 5). Thus, instead of the sulfide-containing copper-bearing material, a sulfide solution can be used as the sulfide reservoir. In particular, if the calcined copper-containing material does not contain sulfides, such as cement copper, then a fine fraction of copper concentrate from the separation of matte can also be used as a sulfide reservoir (example 8).

Способ осуществляется следующим образом.The method is carried out as follows.

Медьсодержащий материал, например, медный концентрат от флотационного разделения файнштейна, обжигают «намертво» с получением огарка, содержащего 0,1% и менее серы. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. На выщелачивание совместно с огарком подают фракцию -20 мкм медного концентрата в количестве 1% от массы огарка. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь. Из содержащего 2,0% серы остатка выщелачивания флотацией выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. При этом практически отсутствуют потери ДМ с растворами выщелачивания, получают медь высших марок, флотацией из остатка выщелачивания получают концентрат ДМ с содержанием серебра не менее 1,0%, а также содержащий иные находящиеся в исходном материале ДМ. Извлечения в концентрат серебра составляет около 90%, а платины не менее 50%.Copper-containing material, for example, copper concentrate from matte flotation separation, is fired "tightly" to obtain a cinder containing 0.1% or less sulfur. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. For leaching, together with the cinder, a -20 μm fraction of copper concentrate is fed in an amount of 1% of the cinder mass. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction. From the leach residue containing 2.0% sulfur, the DM concentrate is isolated by flotation, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the matte production. At the same time, there is practically no loss of DM with leaching solutions, copper of the highest grades is obtained, by flotation from the leach residue, a DM concentrate with a silver content of at least 1.0% is obtained, as well as containing other DM contained in the starting material. The recovery in the concentrate of silver is about 90%, and platinum is not less than 50%.

Способ может использоваться для обжига смеси медьсодержащих материалов (примеры 6, 7) с добавлением мелкой фракции сульфидсодержащего медного материала (примеры 4, 6, 7, 8) или раствора сульфида (пример 5). Условия обжига выбирают такими, чтобы обеспечить получение огарка с полным окислением медных фаз до растворимого в кислоте высшего оксида меди, тенорита, и формирование упорных к растворению в кислоте окисленных соединений примесей. При таких условиях присутствующая в обжигаемом материале сера удаляется практически нацело. Условия обжига должны обеспечить минимальное спекание обжигаемого материала и эффективное предотвращение пылевыноса. Поэтому аппаратурное оформление обжига, также, как параметры обжига, определяются свойствами обжигаемых материалов или их смесей и существенно различаются, что видно из примеров осуществления способа. Содержание ДМ в выделяемом концентрате определяется их содержанием в перерабатываемом материале и поэтому также может существенно различаться.The method can be used for roasting a mixture of copper-containing materials (examples 6, 7) with the addition of a fine fraction of sulfide-containing copper material (examples 4, 6, 7, 8) or a sulfide solution (example 5). The firing conditions are chosen such as to ensure the production of a cinder with complete oxidation of the copper phases to an acid-soluble higher copper oxide, tenorite, and the formation of oxidized compounds resistant to dissolution in acid. Under these conditions, the sulfur present in the fired material is almost completely removed. The firing conditions must ensure that the material to be fired is minimally baked and that dust is effectively prevented. Therefore, the hardware design of the firing, as well as the firing parameters, are determined by the properties of the fired materials or their mixtures and differ significantly, as can be seen from the examples of the method. The content of DM in the released concentrate is determined by their content in the processed material and therefore can also vary significantly.

Способ поясняется примерами.The method is illustrated by examples.

Примеры на осуществление способа:Examples for the implementation of the method:

1. Пример по аналогу, с серой огарка 0,09%.1. An example by analogy, with a gray cinder 0.09%.

Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,7; Ni 4,25; Fe 3,73; S 23,0, обжигают «намертво» в печи КС при температуре 900-950°С до остаточного содержания серы 0,09%. Получают огарок состава, %: Cu 70,85; Ni 4,33; Fe 3,80; S 0,09. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. Получают остаток, состава, %: Cu 8,0; Ni 30,8; Fe 33,9; S 0,16. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой составляет 35 г/т, что не соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. Выход флотоконцентрата составляет 1,3% от массы остатка выщелачивания. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 1,0% железа, но потери платины с растворами выщелачивания составляют 38,5%, а серебра 6,0%. Концентрат ДМ содержит 7,1% серебра и 193 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Извлечении в концентрат серебра составляет 62,4%, а платины 20,3%.Copper concentrate from matte flotation separation of composition,%: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" in the KS furnace at a temperature of 900-950 ° C to a residual sulfur content of 0.09%. Get a cinder composition,%: Cu 70.85; Ni 4.33; Fe 3.80; S 0.09. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. Get the remainder, composition,%: Cu 8.0; Ni 30.8; Fe 33.9; S 0.16. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 35 g / t, which does not meet the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. The yield of flotation concentrate is 1.3% of the mass of the leach residue. At the same time, 1.0% of iron passes into the solution on leaching from the cinder, but the loss of platinum with leaching solutions is 38.5%, and of silver 6.0%. The DM concentrate contains 7.1% silver and 193 g / t platinum, as well as other DM found in the starting material. The recovery in the concentrate of silver is 62.4%, and platinum is 20.3%.

2. Пример как по аналогу, но с серой 0,5%.2. An example as analogous, but with 0.5% sulfur.

Медный концентрат по примеру 1. Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,7; Ni 4,25; Fe 3,73; S 23,0, обжигают «намертво» в печи КС при температуре 750-870°С до остаточного содержания серы 0,5%. Получают огарок состава, %: Cu 70,85; Ni 4,33; Fe 3,80; S 0,50. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. Получают остаток, состава, %: Cu 8,0; Ni 30,9; Fe 33,0 S 0,91. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 15 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. Выход концентрата ДМ составляет 7,0% от массы остатка выщелачивания. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 4,0% железа, что в четыре раза выше, чем по примеру 1, потери платины с растворами выщелачивания составляют 3,5%, а серебра 0,5%. Концентрат ДМ содержит 3,0% серебра, и 134 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 4,7% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 92,9%, а платины 48,9%.Copper concentrate according to example 1. Copper concentrate from flotation separation of matte composition,%: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" in the KS furnace at a temperature of 750-870 ° C to a residual sulfur content of 0.5%. Get a cinder composition,%: Cu 70.85; Ni 4.33; Fe 3.80; S 0.50. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. Get the remainder, composition,%: Cu 8.0; Ni 30.9; Fe 33.0 S 0.91. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 15 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. The DM concentrate yield is 7.0% of the leach residue weight. In this case, 4.0% of iron passes into the solution on leaching from the cinder, which is four times higher than in example 1, the loss of platinum with leaching solutions is 3.5%, and of silver 0.5%. The DM concentrate contains 3.0% silver and 134 g / t of platinum, as well as other DM in the starting material. The DM concentrate yield was 4.7% of the leach residue weight. The recovery in the concentrate of silver is 92.9%, and platinum is 48.9%.

3. Пример как по аналогу, но с серой 1,0%.3. An example as analogous, but with 1.0% sulfur.

Медный концентрат по примеру 1. Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,7; Ni 4,25; Fe 3,73; S 23,0, обжигают «намертво» в печи КС при температуре 750-980°С до остаточного содержания серы 1,0%. Получают огарок состава, %: Cu 70,85; Ni 4,33; Fe 3,80; S 1,0. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. Получают остаток, состава, %: Cu 8,4; Ni 32,2; Fe 31,5 S 1,9. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 8 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 12% железа, что в двенадцать раз выше, чем по примеру 1. Потери платины и серебра с растворами выщелачивания составляют 0,1%. Концентрат ДМ содержит 2,6% серебра и 119 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 5,7% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 94,8%, а платины 50,7%.Copper concentrate according to example 1. Copper concentrate from flotation separation of matte composition,%: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" in the KS furnace at a temperature of 750-980 ° C to a residual sulfur content of 1.0%. Get a cinder composition,%: Cu 70.85; Ni 4.33; Fe 3.80; S 1.0. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. Get the remainder, composition,%: Cu 8.4; Ni 32.2; Fe 31.5 S 1.9. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 8 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. In this case, 12% of iron passes into the solution on leaching from the cinder, which is twelve times higher than in example 1. The loss of platinum and silver with leaching solutions is 0.1%. The DM concentrate contains 2.6% silver and 119 g / t platinum, as well as other DM in the starting material. The DM concentrate yield was 5.7% of the leach residue weight. The recovery in the concentrate of silver is 94.8%, and platinum is 50.7%.

4 Пример осуществления способа. Как пример 1, но с добавлением 1% концентрата на выщелачивание.4 An example of the implementation of the method. As example 1, but with the addition of 1% concentrate for leaching.

Огарок медного концентрата, полученный по примеру 1.Cinder of copper concentrate obtained in example 1.

Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,7; Ni 4,25; Fe 3,73; S 23,0, обжигают «намертво» при температуре 800-980°С в печи КС до остаточного содержания серы 0,09%. Получают огарок состава, %: Си 70,85; Ni 4,33; Fe 3,80; S 0,09. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. На выщелачивание совместно с огарком подают фракцию -20 мкм исходного медного концентрата в количестве 1% от массы огарка. Получают остаток, содержащий 2,47% серы. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 4 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 1% железа как по примеру 1. Потери платины и серебра с растворами выщелачивания составляют менее 0,1%. Концентрат ДМ содержит 1,8% серебра и 81 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 7,3% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 94,8%, а платины 50,7%.Copper concentrate from matte flotation separation of composition,%: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" at a temperature of 800-980 ° C in the KS furnace to a residual sulfur content of 0.09%. Get a cinder composition,%: Cu 70.85; Ni 4.33; Fe 3.80; S 0.09. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. For leaching, together with the cinder, a -20 µm fraction of the original copper concentrate is fed in an amount of 1% by weight of the cinder. A residue is obtained containing 2.47% sulfur. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 4 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. In this case, 1% of iron passes into the solution on leaching from the cinder as in example 1. The losses of platinum and silver with leaching solutions are less than 0.1%. The DM concentrate contains 1.8% silver and 81 g / t platinum, as well as other DM found in the starting material. The DM concentrate yield was 7.3% of the leach residue weight. The recovery in the concentrate of silver is 94.8%, and platinum is 50.7%.

5 Пример осуществления способа. Переработка дробленого белого матта с добавлением с добавлением раствора сульфида кальция.5 An example of the implementation of the method. Processing of crushed white matte with addition and addition of calcium sulfide solution.

Измельченный до крупности -1,6 мм белый матт, состава, %: Cu 68,7; Ni 4,25; Fe 3,73; S 23,0, обжигают в печи КС при температуре 800-980°С до остаточного содержания серы 0,09%. Получают огарок состава, %: Cu 71,95; Ni 3,64; Fe 3,97; S 0,09. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. На выщелачивание совместно с огарком подают в количестве 25 мл раствора на 1 кг огарка раствор сульфида кальция, приготовленный растворением 100 г/л сульфида кальция. Получают остаток выщелачивания состава, %: Cu 10,1; Ni 25,8; Fe 35,3; S 2,0. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 5 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство медного штейна. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 1% железа как по примеру 1. Потери платины и серебра с растворами выщелачивания составляют менее 0,1%. Концентрат ДМ содержит 1,9% серебра и 1550 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 5,6% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 97,4%, а платины 81,8%. В данном примере повышенное извлечение ДМ в концентрат определяется фазами, в которых они находятся в обжигаемом материале, а высокое содержание в нем платины ее высоким содержанием в исходном белом матте. 6. Пример переработки смеси концентрата и кека NNH.White matte crushed to a size of -1.6 mm, composition,%: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired in a KS furnace at a temperature of 800-980 ° C to a residual sulfur content of 0.09%. Get a cinder composition,%: Cu 71.95; Ni 3.64; Fe 3.97; S 0.09. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. For leaching together with the cinder, a solution of calcium sulfide prepared by dissolving 100 g / l of calcium sulfide is fed in an amount of 25 ml of solution per 1 kg of cinder. Get the leaching residue of the composition,%: Cu 10.1; Ni 25.8; Fe 35.3; S 2.0. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 5 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, the DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to the production of copper matte. In this case, 1% of iron passes into the solution on leaching from the cinder, as in example 1. The losses of platinum and silver with leaching solutions are less than 0.1%. The DM concentrate contains 1.9% silver and 1550 g / t of platinum, as well as other DM in the starting material. The output of the concentrate DM was 5.6% of the mass of the leach residue. The recovery in the concentrate of silver is 97.4%, and that of platinum is 81.8%. In this example, the increased extraction of DM into the concentrate is determined by the phases in which they are in the fired material, and the high content of platinum in it by its high content in the original white matte. 6. An example of processing a mixture of concentrate and cake NNH.

Пояснение к примеру: Кек NNH - основной продукт вывода меди из гидрометаллургической технологии производства рафинированного никеля на заводе Norilsk Nickel Harjavalta (NNH) - предприятия группы компаний ПАО «Норильский никель», где используется многостадийная гидрометаллургическая схема рафинирования никеля, включающая автоклавные и атмосферные стадии переработки пульп, экстракцию примесей и электроэкстракцию никеля. Кек представляет смесь сульфидов и основных сульфатов меди и примесей, содержит все ДМ перерабатываемого сырья: медно-никелевого файштейна.Explanation for example: NNH cake is the main product of copper withdrawal from the hydrometallurgical technology for the production of refined nickel at the Norilsk Nickel Harjavalta (NNH) plant - an enterprise of the PJSC Norilsk Nickel group of companies, which uses a multistage hydrometallurgical scheme for nickel refining, including autoclave and atmospheric stages of slurry processing , extraction of impurities and electro-extraction of nickel. Cake is a mixture of sulfides and basic copper sulfates and impurities, contains all the DM of the processed raw material: copper-nickel matte.

Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 66,5; Ni 4,28; Fe 4,80; S 21,7, обжигают «намертво» при температуре 800-980°С в печи КС совместно медным кеком NNH, состава, %: Cu 50,1; Ni 2,50; Fe 3,10; S 21,2, до остаточного содержания серы 0,10%. Содержание кека NNH составляет 8,9% от обжигаемой смеси. Получают огарок состава, %: Cu 68,1; Ni 4,3; Fe 4,9; S 0,07. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. На выщелачивание совместно с огарком подают фракцию -20 мкм исходного медного концентрата в количестве 1.0% от массы огарка. Получают остаток, содержащий 1,7% серы. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 5 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 1% железа как по примеру 1. Потери платины и серебра с растворами выщелачивания составляют менее 0,1%. Концентрат ДМ содержит 2,3% серебра и 76 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 6,3% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 96,5%, а платины 76%.Copper concentrate from matte flotation separation of composition,%: Cu 66.5; Ni 4.28; Fe 4.80; S 21.7, fired "tightly" at a temperature of 800-980 ° C in the KS furnace together with copper cake NNH, composition,%: Cu 50.1; Ni 2.50; Fe 3.10; S 21.2, to a residual sulfur content of 0.10%. The content of NNH cake is 8.9% of the fired mixture. Get a cinder composition,%: Cu 68.1; Ni 4.3; Fe 4.9; S 0.07. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. For leaching, together with the cinder, a -20 μm fraction of the original copper concentrate is fed in an amount of 1.0% of the cinder mass. A residue is obtained containing 1.7% sulfur. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 5 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. In this case, 1% of iron passes into the solution on leaching from the cinder as in example 1. The losses of platinum and silver with leaching solutions are less than 0.1%. The DM concentrate contains 2.3% silver and 76 g / t platinum, as well as other DM in the starting material. The DM concentrate yield was 6.3% of the leach residue weight. The recovery in the concentrate of silver is 96.5%, and 76% of platinum.

7. Пример смеси концентрата и цементной меди с добавлением концентрата.7. An example of a mixture of concentrate and cement copper with the addition of concentrate.

Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,1; Ni 4,04; Fe 4,73; S 21,7, обжигают «намертво» при температуре 800-980°С в печи КС совместно с цементной медью, состава, %: Cu 94,3; Ni 1,50; Fe 0,16; S 0,16 (вся сера сульфатная), до остаточного содержания серы 0,10%. Содержание цементной меди составляет 9,5% от обжигаемой смеси. Получают огарок состава, %: Cu 70,58; Ni 3,72; Fe 4,18; S 0,10. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. На выщелачивание совместно с огарком подают фракцию -20 мкм исходного медного концентрата в количестве 0,9% от массы огарка. Получают остаток, содержащий 1,9% серы. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 4 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. При этом в раствор на выщелачивании из огарка переходит 1% железа как по примеру 1. Потери платины и серебра с растворами выщелачивания составляют менее 0,1%. Концентрат ДМ содержит 2,5% серебра и 390 г/т платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 6,0% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 89,5%, а платины 77%.Copper concentrate from matte flotation separation of composition,%: Cu 68.1; Ni 4.04; Fe 4.73; S 21.7, fired "tightly" at a temperature of 800-980 ° C in a KS furnace together with cement copper, composition,%: Cu 94.3; Ni 1.50; Fe 0.16; S 0.16 (all sulfate sulfur), to a residual sulfur content of 0.10%. The content of cement copper is 9.5% of the fired mixture. Get a cinder composition,%: Cu 70.58; Ni 3.72; Fe 4.18; S 0.10. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. For leaching, together with the cinder, a -20 µm fraction of the original copper concentrate is fed in an amount of 0.9% of the cinder mass. A residue is obtained containing 1.9% sulfur. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 4 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. In this case, 1% of iron passes into the solution on leaching from the cinder as in example 1. The losses of platinum and silver with leaching solutions are less than 0.1%. The DM concentrate contains 2.5% silver and 390 g / t platinum, as well as other DM in the starting material. The DM concentrate yield was 6.0% of the leach residue weight. The recovery in silver concentrate is 89.5%, and platinum is 77%.

8. Пример обжига цементной меди в трубчатой печи с добавлением на выщелачивание медного концентрата от разделения файнштейна.8. An example of roasting cement copper in a tube furnace with the addition of copper concentrate for leaching from the separation of matte.

Окислительный обжиг цементной меди, состава из примера 7, %: Cu 94,3; Ni 1,50; Fe 0,16; S 0,16 (вся сера сульфатная), проводят во вращающейся трубчатой печи с внешним обогревом. Температуру в реакционной зоне печи поддерживют на уровне 400-600°С. Обжиг ведут до полного окисления исходного материала с формированием растворимого в кислоте оксида меди (тенорита) и получают не содержащий серы огарок состава, %: Cu 76,13; Ni 1,21; Fe 0,13. Выщелачивают огарок в оборотном растворе электроэкстракции меди. На выщелачивание совместно с огарком подают фракцию -20 мкм медного концентрата от разделения файнштейна состава по примеру 7 в количестве 0,2% от массы огарка. Получают остаток, содержащий 1,85% серы. Из богатого раствора от выщелачивания электроэкстракцией выделяют медь, содержание серебра в которой 5 г/т, что соответствует требованию к меди высшей марки. Из остатка выщелачивания флотацией с использованием в качестве флотореагена бутилового ксантогената калия выделяют концентрат ДМ, а содержащий преимущественно цветные металлы камерный продукт возвращают на производство файнштейна. Потери платины и серебра с растворами выщелачивания составляют 0,1%. Концентрат ДМ содержит 9,8% серебра и 1,0% платины, а также иные находящиеся в исходном материале ДМ. Выход концентрата ДМ составил 22,0% от массы остатка выщелачивания. Извлечении в концентрат серебра составляет 95%, а платины 90%.Oxidative roasting of cement copper, composition from example 7,%: Cu 94.3; Ni 1.50; Fe 0.16; S 0.16 (all sulfate sulfur) is carried out in a rotary tube furnace with external heating. The temperature in the reaction zone of the furnace is maintained at 400-600 ° C. Firing is carried out until the starting material is completely oxidized with the formation of acid-soluble copper oxide (tenorite) and a sulfur-free cinder composition is obtained,%: Cu 76.13; Ni 1.21; Fe 0.13. The cinder is leached in the circulating copper electroextraction solution. For leaching, together with the cinder, a -20 μm fraction of copper concentrate from the matte separation of the composition according to example 7 is fed in an amount of 0.2% by weight of the cinder. A residue is obtained containing 1.85% sulfur. Copper is isolated from the rich solution from leaching by electro-extraction, the silver content of which is 5 g / t, which corresponds to the requirement for copper of the highest grade. From the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, a DM concentrate is isolated, and the chamber product containing predominantly nonferrous metals is returned to matte production. Losses of platinum and silver with leach solutions are 0.1%. The DM concentrate contains 9.8% silver and 1.0% platinum, as well as other DM found in the starting material. The DM concentrate yield was 22.0% of the leach residue weight. The recovery in the concentrate is 95% silver and 90% platinum.

Таким образом способ переработки медно-никелевых материалов с выделением концентрата драгоценных металлов позволяет вести обжиг, обеспечивающий получение огарка с минимальным содержанием серы без потерь ДМ при последующем его выщелачивании и обеспечивающий дальнейшее эффективное флотационное выделение ДМ в концентрат из остатка выщелачивания и получение меди высших марок.Thus, the method of processing copper-nickel materials with the release of a concentrate of precious metals allows roasting, providing a cinder with a minimum sulfur content without loss of DM during its subsequent leaching and providing further efficient flotation separation of DM into a concentrate from the leach residue and obtaining copper of higher grades.

Claims

1. A method for processing copper-containing materials with the release of a concentrate of precious metals, including roasting of a copper-containing material tightly, leaching of roasting products, separating copper by electro-extraction from leaching solutions, flotation of the leach residue to obtain a concentrate of precious metals and a chamber product containing predominantly non-ferrous metals, characterized in that when leaching to the products of roasting add a fraction of -20 µm sulfide-containing copper-containing material or sulfide solution in an amount that provides residual sulfur in the leach residue of 1.5-2.5%.

2. The method according to claim 1, characterized in that copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, in particular white matte, ore copper concentrates, cement copper or other copper semi-products of nickel refining or mixtures thereof, is used as the copper-bearing material.

3. The method according to claim 1, characterized in that copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, in particular white matte, ore copper concentrates or copper semi-products of nickel refining, is used as the sulfide-containing copper-containing material.

4. The method according to claim 2, characterized in that the firing of sulfide-containing copper-containing materials is carried out in a fluidized bed furnace.

5. The method according to claim. 2, characterized in that the roasting of cement copper is carried out in a tubular furnace.