WO2022031191A1 - Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов - Google Patents

Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов Download PDF

Info

Publication number
WO2022031191A1
WO2022031191A1 PCT/RU2021/050245 RU2021050245W WO2022031191A1 WO 2022031191 A1 WO2022031191 A1 WO 2022031191A1 RU 2021050245 W RU2021050245 W RU 2021050245W WO 2022031191 A1 WO2022031191 A1 WO 2022031191A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
copper
concentrate
leaching
matte
sulfide
Prior art date
Application number
PCT/RU2021/050245
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
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 (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 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель", Акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания", Общество с ограниченной ответственностью "Институт Гипроникель" filed Critical Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель"
Publication of WO2022031191A1 publication Critical patent/WO2022031191A1/ru

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02—Roasting processes
    • C22B1/06—Sulfating roasting
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • C22B11/042—Recovery of noble metals from waste materials
    • C22B11/044—Recovery of noble metals from waste materials from pyrometallurgical residues, e.g. from ashes, dross, flue dust, mud, skim, slag, sludge
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0056—Scrap treating
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • Y—GENERAL 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to the complex processing of copper or copper-nickel materials, which can be used copper concentrate from matte flotation separation or copper matte, including white matte, cement copper and other copper-containing intermediates of nickel refining with selective extraction of non-ferrous and precious metals.
  • a method for processing copper concentrate of pyrite ores, including sulfating roasting of the original concentrate and leaching of the cinder with the release of metals, while sulfating 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 to separate the cake and filtrate, copper is isolated from the latter by electrolysis, the dried cake is mixed with an oxidizing agent and chlorides of alkali and alkaline earth metals and heat treated at a temperature of 450-550 ° C to obtain a cake, which is leached with a solution of hydrochloric acid , and precious metals are isolated from the resulting filtrate by sorption.
  • the disadvantage of this method is that during the leaching of the products of sulfatizing roasting, all the sulfur present in the cinder in an equivalent amount of copper goes into solution and is removed through salt drains that require disposal.
  • the method provides for an additional multi-stage, costly and also accompanied by waste, toxic gas emissions and requiring the disposal of salt effluents, processing the leaching residue to isolate DM from it.
  • salt effluents instead of sulfatizing roasting, "tight" roasting is used, when the sulfur present in the raw material is burnt out of the material to the maximum and passes into rich roasting gases from which it is easily disposed of, usually in the form of sulfuric acid.
  • the method includes leaching sulfide fractions of matte with a chloride solution while supplying chlorine, purifying the solution from copper to obtain a copper sulfide cake, separating the concentrate of precious metals, and electrowinning nickel from the solution. Purification of the solution from copper with its withdrawal into the copper sulfide cake is carried out by adding the metallized fraction obtained by separation of matte to the pulp obtained by leaching. The copper sulfide cake is fired, the resulting cinder is leached.
  • the solution is sent to copper electroextraction, and the concentrate of precious metals and the chamber product are isolated from the residue by flotation.
  • the disadvantages of the method lies in 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 matte are concentrated.
  • the listed disadvantages of the method are explained by the fact that it provides for the joint processing of copper and nickel sulfide components, as well as the metallized fraction of matte in nickel production using chlorine and chloride solutions.
  • the sulfide copper cake withdrawn from nickel production contains all the copper, sulfur and DM of matte, as well as impurities proportional to its mass - nickel and incompletely removed chlorides.
  • chlorides are mainly converted into gases and cause corrosion of the roasting gas treatment system.
  • the chlorides remaining in the cinder end up in the copper electrolyte and hinder the production of copper by electrowinning.
  • the return of a large amount of nickel from sulfide cake to nickel production through copper leads to an increase in losses, capital and operating costs.
  • the withdrawal of all matte DM through copper production and flotation concentrate leads to an additional increase in losses and work in progress on DM. Therefore, dividing the 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 for the production of copper. Therefore, the method does not disclose the features of the production of copper and DM concentrate, in particular from copper concentrate separated from matte.
  • the closest technical solution is the method of roasting copper concentrate, leaching the cinder, extracting copper from leaching solutions, flotation of the leaching residue with the release of DM concentrate and chamber product containing mainly non-ferrous metals (RF Patent No. 2341573) chosen as the closest analogue.
  • the method has the following disadvantages. Just 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 industrial copper solutions.
  • Losses of DM increase with a decrease in sulfide sulfur in the cinder, and even with 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 copper of the highest grades.
  • a fine fraction of a copper-containing sulfide-containing material or a sulfide solution is added to the roasting products in an amount that provides residual sulfur in the leach residue of 1.0-2.5%.
  • the objective of the invention is the minimum loss of DM with solutions in the leaching and the production of copper of the highest grades, as well as the effective flotation separation of DM into a concentrate from the leaching residue.
  • the technical result to which the present invention is directed is the possibility of processing materials without loss of DM, which ensures the production of copper of the highest grades, as well as efficient flotation separation of DM from the leaching residue.
  • 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 roasting the copper-containing material "tightly", leaching the roasting products, separating copper by electroextraction from leaching solutions, flotation of the leaching residue to obtain a concentrate of precious metals and containing predominantly non-ferrous chamber product metals, 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 roasting products in an amount that provides residual sulfur in the leach residue of 1.0-2.5%.
  • a copper-containing material it is possible to use copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, white matt, ore copper concentrates, cement copper or other copper intermediates of nickel refining or a mixture thereof with a copper content of 10 to 95% and a sulfur content of 0 to 50%.
  • the roasting of copper concentrate from the flotation separation of matte or copper matte, white matt, copper intermediates of nickel refining, ore copper concentrates or their mixture is carried out in a KS furnace, and when leaching the cinder, their fine fraction is added (examples 4, 6, 7, 8 ) or sulfide solution (example 5).
  • roasting of cement copper is carried out in a tubular furnace, and when leaching the cinder, a fine fraction of a sulfide-containing copper-containing material (example 8) or a sulfide solution is added.
  • a fine fraction of a copper-containing sulfide-containing material or a sulfide solution is added to the roasting 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 transition of DM into the solution and ensures the subsequent flotation separation of DM from the leach residue.
  • roasting 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 the copper-containing sulfide-containing material or sulfide solution added to the leach acts as a sulfide collector, preventing the transition to the DM solution on the leach. Then the DM losses become negligible, and the cathode copper is not contaminated with silver.
  • DM is associated with the added fine fraction of sulfide-containing copper-bearing material, which contributes to their joint flotation.
  • a solution of sulfide such as sodium or calcium, can be used.
  • the supplied sulfide almost instantly reacts with the copper present in the leaching solution to form a fine precipitate of copper sulfide, which is the collector in this case.
  • the addition of a limited amount of fines of sulfide-containing copper-bearing material or sulfide solution to the leach achieves several goals simultaneously.
  • the proposed method allows roasting in a wide temperature range up to a residual sulfur content in the cinder of 0.1% or less, which prevents contamination of solutions with harmful impurities.
  • the method reduces the loss of DM, ensures the production of cathode copper of the highest grades and subsequent flotation separation of DM from the leaching residue.
  • the amount of added fine fraction of copper-containing sulfide-containing material or sulfide solution is determined by the content of sulfide sulfur in the cinder, and the fineness of the added copper-containing sulfide-containing material is determined by the need to maximize the preservation of DM in the leaching residue.
  • a fine fraction of a copper-containing sulfide-containing material or a 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%.
  • DM which is determined by the size of the fine fraction of the copper-containing sulfide-containing material
  • Size refers to the maximum particle size of the copper-containing sulfide-containing material separated by any known method, such as sieve or hydraulic classification.
  • the alleged invention is illustrated by the Figure - "The influence of the size of the copper concentrate on the transition to the DM solution during the leaching of the roasting cinder containing less than 0.1% sulfur", where, using the example of platinum and silver at a constant consumption of the added copper-containing sulfide-containing material, providing 2.0% sulfur in leaching residue, a positive effect of reducing the fineness (particle size) of the copper-containing sulfide-containing material on the transition to the DM solution is shown.
  • the results shown in the Figure were obtained by dissolving the roasting cinder of copper concentrate from matte separation with the addition of the same copper concentrate of standard production grinding, size -74 ⁇ m, concentrate, additionally ground at different times in a planetary mill, as well as with the addition of a separated hydraulic classification from the original fraction concentrate – 20 ⁇ m.
  • the largest size corresponds to the original concentrate, and the smallest - fraction - 20 microns.
  • the concentrate size shown in the Figure was defined as 50% content by weight of particles less than a given size (D50). It can be seen that with a decrease in the size of the concentrate, the transition of DM into the solution decreases, that is, the loss of DM during leaching.
  • the consumption of the fraction concentrate - (15-20) microns is 1% of the cinder load, which provides 1.0-2.5% of sulfur in the leaching residue.
  • the consumption of the sulfide solution is also determined based on the receipt of 1.0-2.5% sulfur in the leach residue (example 5).
  • a sulfide solution can be used as the sulfide collector.
  • the copper-containing material to be fired does not contain sulfides, such as cement copper, then a fine fraction of copper concentrate from matte separation can also be used as a sulfide collector (example 8).
  • the method is carried out as follows.
  • Copper-containing material for example, copper concentrate from matte flotation separation, is burned "tightly" to obtain a cinder containing 0.1% or less sulfur.
  • the calcine is leached in the working solution of copper electrowinning.
  • For leaching, together with the cinder, a fraction of -20 ⁇ m of copper concentrate is supplied in an amount of 1% by weight of the cinder.
  • copper is isolated by electrowinning.
  • a DM concentrate is isolated by flotation, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the matte production.
  • the method can be used for firing 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 a higher copper oxide, tenorite, soluble in acid, and the formation of oxidized compounds of impurities resistant to dissolution in acid. Under such conditions, the sulfur present in the fired material is removed almost completely.
  • the firing conditions should ensure minimum sintering of the fired material and effective prevention of dust entrainment.
  • the firing equipment 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.
  • the method is illustrated with examples.
  • Copper concentrate from the flotation separation of matte composition %: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" in the KC furnace at a temperature of 900-9500C to a residual sulfur content of 0.09%.
  • Get cinder composition %: Cu 70,85; Ni 4.33; Fe 3.80; S 0.09. The calcine is leached in the working solution of copper electrowinning.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • the output of the flotation concentrate is 1.3% by weight of the leaching residue.
  • 1.0% of iron passes into the leaching solution from the cinder, but the loss of platinum with leaching solutions is 38.5%, and silver is 6.0%.
  • the DM concentrate contains 7.1% silver and 193 g/t platinum, as well as other DM present in the feed. Extraction into silver concentrate is 62.4%, and platinum 20.3%.
  • Copper concentrate according to example 1 Copper concentrate from the flotation separation of matte composition, %: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" in the KC furnace at a temperature of 750-8700C to a residual sulfur content of 0.5%.
  • the calcine is leached in the working solution of copper electrowinning.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • the output of the DM concentrate is 7.0% by weight of the leaching residue.
  • 4.0% of iron passes into the leaching solution from the cinder, which is four times higher than in example 1, the loss of platinum with leaching solutions is 3.5%, and silver is 0.5%.
  • the DM concentrate contains 3.0% silver, and 134 g/t platinum, as well as other DM present in the feed.
  • the output of the DM concentrate was 4.7% by weight of the leaching residue. Extraction into silver concentrate is 92.9%, and platinum 48.9%.
  • Copper concentrate according to example 1 Copper concentrate from the flotation separation of matte composition, %: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" in the KC furnace at a temperature of 750-9800C to a residual sulfur content of 1.0%.
  • the calcine is leached in the working solution of copper electrowinning.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • 12% of iron passes into the leaching solution 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 of platinum, as well as other DM present in the original material.
  • the output of the DM concentrate was 5.7% by weight of the leaching residue. Extraction into silver concentrate is 94.8%, and platinum 50.7%.
  • Copper concentrate from the flotation separation of matte composition %: Cu 68.7; Ni 4.25; Fe 3.73; S 23.0, fired "tightly" at a temperature of 800-9800C in the KC furnace to a residual sulfur content of 0.09%.
  • Get cinder composition %: Cu 70,85; Ni 4.33; Fe 3.80; S 0.09.
  • the calcine is leached in the working solution of copper electrowinning.
  • For leaching, together with the cinder a -20 ⁇ m fraction of the original copper concentrate is supplied in an amount of 1% by weight of the cinder. A residue containing 2.47% sulfur is obtained.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • 1% of iron passes into the leaching solution from the cinder, as in example 1.
  • the loss of platinum and silver with leaching solutions is less than 0.1%.
  • the DM concentrate contains 1.8% silver and 81 g/t of platinum, as well as other DM present in the original material.
  • the output of the DM concentrate was 7.3% by weight of the leaching residue. Extraction into silver concentrate is 94.8%, and platinum 50.7%.
  • the DM concentrate contains 1.9% silver and 1550 g/t of platinum, as well as other DM present in the original material.
  • the output of the DM concentrate was 5.6% by weight of the leaching residue.
  • Extraction into silver concentrate is 97.4%, and platinum 81.8%.
  • 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 is determined by its high content in the original white matte.
  • NNH cake is the main product of copper removal 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, where a multi-stage hydrometallurgical nickel refining scheme is used, including autoclave and atmospheric stages of pulp processing , extraction of impurities and nickel electroextraction.
  • the cake is a mixture of sulfides and basic copper sulfates and impurities, it contains all the DM of the processed raw materials: copper-nickel matte.
  • the NNH cake content is 8.9% of the fired mixture.
  • the calcine is leached in the working solution of copper electrowinning. For leaching, together with the cinder, a fraction of -20 ⁇ m of the initial copper concentrate is fed in an amount of 1.0% by weight of the cinder.
  • a residue containing 1.7% sulfur is obtained.
  • copper is isolated, the silver content of which is 5 g/t, which meets the requirement for copper of the highest grade.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • 1% of iron passes into the leaching solution from the cinder, as in example 1.
  • the loss of platinum and silver with leaching solutions is less than 0.1%.
  • the DM concentrate contains 2.3% silver and 76 g/t of platinum, as well as other DM present in the original material.
  • the output of the DM concentrate was 6.3% by weight of the leaching residue. Extraction into silver concentrate is 96.5%, and platinum 76%.
  • the content of cement copper is 9.5% of the fired mixture.
  • the calcine is leached in the working solution of copper electrowinning. For leaching, together with the cinder, a fraction of -20 ⁇ m of the initial copper concentrate is fed in an amount of 0.9% by weight of the cinder.
  • a residue containing 1.9% sulfur is obtained.
  • copper is isolated, the silver content of which is 4 g/t, which meets the requirement for copper of the highest grade.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • 1% of iron passes into the leaching solution from the cinder, as in example 1.
  • the loss of platinum and silver with leaching solutions is less than 0.1%.
  • the DM concentrate contains 2.5% silver and 390 g/t of platinum, as well as other DM present in the original material.
  • the yield of DM concentrate was 6.0% by weight of the leaching residue. Extraction into silver concentrate is 89.5%, and platinum 77%.
  • 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 the level of 400-6000C. Roasting is carried out until complete oxidation of the source material with the formation of acid-soluble copper oxide (tenorite) and a sulfur-free cinder of the composition is obtained, %: Cu 76.13; Ni 1.21; Fe 0.13. The calcine is leached in the working solution of copper electrowinning.
  • a fraction of -20 ⁇ m of copper concentrate from the separation of the matte composition according to example 7 is supplied in the amount of 0.2% by weight of the cinder.
  • a residue containing 1.85% sulfur is obtained.
  • copper is isolated, the silver content of which is 5 g/t, which meets the requirement for copper of the highest grade.
  • a DM concentrate is isolated from the leaching residue by flotation using potassium butyl xanthate as a flotation reagent, and the chamber product containing mainly non-ferrous metals is returned to the converter matte production.
  • the loss of platinum and silver with leaching solutions is 0.1%.
  • the DM concentrate contains 9.8% silver and 1.0% platinum, as well as other DM present in the original material.
  • the output of the DM concentrate was 22.0% by weight of the leaching residue. Extraction into silver concentrate is 95%, and platinum 90%.
  • the method of processing copper-nickel materials with the release of a concentrate of precious metals makes it possible to conduct roasting, which ensures the production of cinder with a minimum sulfur content without loss of DM during its subsequent leaching and ensures further efficient flotation separation of DM into a concentrate from the leaching residue and obtaining copper of the highest grades.

Abstract

Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов может быть использован в цветной металлургии при комплексной переработке медных, медно-никелевых или иных медьсодержащих материалов. Способ включает окислительный обжиг материала «намертво», выщелачивание продуктов обжига с добавлением мелкой фракции сульфидсодержащего медьсодержащего материала или раствора сульфида в количестве, обеспечивающем остаточную серу в остатке выщелачивания 1,5 -2,5%с, выделение меди электроэкстракцией из растворов выщелачивания, флотацию остатка выщелачивания с получением концентрата драгоценных металлов и содержащего преимущественно цветные металлы камерного продукта. В качестве перерабатываемого медьсодержащего материала может использоваться медный концентрат от флотационного разделения файнштейна или медный штейн, в частности белый матт, рудные медные концентраты, цементная медь или иные медные полупродукты рафинирования никеля или их смеси. В качестве добавляемой мелкой фракции сульфидсодержащего материала может использоваться мелкая фракция обжигаемого материала. Техническим результатом является снижение потерь ДМ, получение катодной меди высших марок и эффективное флотационное выделение ДМ из остатка выщелачивания.

Description

Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов
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.
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.
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.
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.
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 0С, 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.
Предлагаемый способ и способ по ближайшему аналогу обладают следующими общими признаками:
– обжиг медьсодержащего материала «намертво»;
– выщелачивание огарка в сернокислом медном растворе;
– электроэкстракция меди из богатого раствора с получением катодной меди и возвратом обедненного раствора на выщелачивание;
– флотационное выделение ДМ из остатка выщелачивания.
Основными отличительными от ближайшего аналога признаками способа являются:
- 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%.
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.
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.
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%.
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%.
В способе в качестве сульфидсодержащего медьсодержащего материала возможно использование медного концентрата от флотационного разделения файнштейна или медного штейна, белого матта, рудных медных концентратов.
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).
В способе обжиг цементной меди осуществляют в трубчатой печи, а при выщелачивании огарка добавляют мелкую фракцию сульфидсодержащего медьсодержащего материала (пример 8) или раствор сульфида.
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 cосаждению 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.
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.
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).
Предполагаемое изобретение иллюстрируется Фигурой – «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.
Фигура.1
Показанные на Фигуре 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 Фигуре 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. 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.
Из представленной на Фигуре 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).
Способ осуществляется следующим образом.
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%.
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.
Способ поясняется примерами.
Примеры на осуществление способа:
1. Пример по аналогу, с серой огарка 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 900-9500С 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%.
2. Пример как по аналогу, но с серой 0,5%.
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 750-8700С 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%.
3.Пример как по аналогу, но с серой 1,0%.
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 750-9800С 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 %.
4 Пример осуществления способа. Как пример 1, но с добавлением 1% концентрата на выщелачивание.
Огарок медного концентрата, полученный по примеру 1.
Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,7; Ni 4,25; Fe 3,73; S 23,0, обжигают «намертво» при температуре 800-9800С в печи КС 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. 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%.
5. Пример осуществления способа. Переработка дробленого белого матта с добавлением с добавлением раствора сульфида кальция.
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 800-9800С 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.
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.
Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 66,5; Ni 4,28; Fe 4,80; S 21,7, обжигают «намертво» при температуре 800-9800С 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 %.
7. Пример смеси концентрата и цементной меди с добавлением концентрата.
Медный концентрат от флотационного разделения файнштейна состава, %: Cu 68,1; Ni 4,04; Fe 4,73; S 21,7, обжигают «намертво» при температуре 800-9800С 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 %.
8. Пример обжига цементной меди в трубчатой печи с добавлением на выщелачивание медного концентрата от разделения файнштейна.
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 400-6000С. 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 %.
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.

Claims (5)

  1. Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов, включающий 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, отличающийся тем, что при выщелачивании к продуктам обжига добавляют мелкую фракцию сульфидсодержащего медьсодержащего материала или раствор сульфида в количестве, обеспечивающем остаточную серу в остатке выщелачивания 1,5 -2,5%.
  2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве медьсодержащего материала используют медный концентрат от флотационного разделения файнштейна или медный штейн, в частности белый матт, рудные медные концентраты, цементную медь или иные медные полупродукты рафинирования никеля или их смеси.
  3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве сульфидсодержащего медьсодержащего материала используют медный концентрат от флотационного разделения файнштейна или медный штейн, в частности белый матт, рудные медные концентраты или медные полупродукты рафинирования никеля.
  4. Способ по п.2, отличающийся тем, что обжиг сульфидсодержащих медьсодержащих материалов ведут в печи кипящего слоя.
  5. Способ по п.2, отличающийся тем, что обжиг цементной меди осуществляют в трубчатой печи.
PCT/RU2021/050245 2020-08-06 2021-07-28 Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов WO2022031191A1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2020126273A RU2745389C1 (ru) 2020-08-06 2020-08-06 Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов
RU2020126273 2020-08-06

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2022031191A1 true WO2022031191A1 (ru) 2022-02-10

Family

ID=75159096

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2021/050245 WO2022031191A1 (ru) 2020-08-06 2021-07-28 Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов

Country Status (2)

Country Link
RU (1) RU2745389C1 (ru)
WO (1) WO2022031191A1 (ru)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2255126C1 (ru) * 2004-07-27 2005-06-27 Общество с ограниченной ответственностью "Интегра Груп. Ру" Термогидрометаллургический способ комплексной переработки медного концентрата колчеданных руд с извлечением цветных и благородных металлов
RU2341573C1 (ru) * 2007-03-26 2008-12-20 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Способ переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна
US7485216B2 (en) * 2004-10-29 2009-02-03 Phelps Dodge Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
RU2673590C1 (ru) * 2017-07-12 2018-11-28 Общество с ограниченной ответственностью "Никелевый штейн" Способ получения концентрата драгоценных металлов из продуктов переработки руды и вторичного сырья
RU2706400C9 (ru) * 2019-07-11 2020-01-17 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Способ переработки медно-никелевых сульфидных материалов

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2255126C1 (ru) * 2004-07-27 2005-06-27 Общество с ограниченной ответственностью "Интегра Груп. Ру" Термогидрометаллургический способ комплексной переработки медного концентрата колчеданных руд с извлечением цветных и благородных металлов
US7485216B2 (en) * 2004-10-29 2009-02-03 Phelps Dodge Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
RU2341573C1 (ru) * 2007-03-26 2008-12-20 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Способ переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна
RU2673590C1 (ru) * 2017-07-12 2018-11-28 Общество с ограниченной ответственностью "Никелевый штейн" Способ получения концентрата драгоценных металлов из продуктов переработки руды и вторичного сырья
RU2706400C9 (ru) * 2019-07-11 2020-01-17 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Способ переработки медно-никелевых сульфидных материалов

Also Published As

Publication number Publication date
RU2745389C1 (ru) 2021-03-24

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2117057C1 (ru) Способ выделения цинка и железа из цинк- и железосодержащего материала (варианты)
RU2023728C1 (ru) Способ извлечения цинка, меди, свинца и серебра из цинкжелезосодержащего сульфидного сырья
KR20080016607A (ko) 산화 아연 및 아철산염을 함유한 전기로 및 기타 가열로의분제 및 잔재물 처리 방법
KR20140010015A (ko) 광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수
NO177864B (no) Fremgangsmåte for utvinning av verdifulle materialer i forbindelse med hydrometallurgisk sinkfremstilling
CN1120355A (zh) 从多元金属矿中回收金属的湿法冶金方法
JPH0237414B2 (ru)
US5204084A (en) Hydrometallurgical production of zinc oxide from roasted zinc concentrates
PL198353B1 (pl) Sposób obróbki produktu ubocznego z procesu wytapiania lub oczyszczania miedzi
WO2021119728A1 (en) Recovery of vanadium from slag materials
CN111647754A (zh) 一种钢铁厂含锌尘泥的综合利用方法
KR102460982B1 (ko) 황철석으로부터 금속의 회수
CA1057506A (en) Method of producing metallic lead and silver from their sulfides
US10125409B2 (en) Method and plant for processing roasted pyrites
WO2022031191A1 (ru) Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов
CN109913647B (zh) 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法
JPS63494B2 (ru)
CN108411109A (zh) 一种含碲金精矿的金碲分离提取新工艺
US4049514A (en) Zinc hydrometallurgical process
CA1094973A (en) Removal of cobalt from zinc electrolyte using zinc dust and copper arsenate
FI126884B (en) Method and apparatus for separating arsenic from starting materials
JPS5845339A (ja) 亜鉛浸出鉱滓およびそれからの二次浸出残渣の処理方法
EP0134435B1 (en) A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites
JPS6352094B2 (ru)
US2639220A (en) Method of making copper sulfate

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 21852602

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 21852602

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1