ТЕРМОГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ СПОСОБ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНОГО КОНЦЕНТРАТА КОЛЧЕДАННЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ ЦВЕТНЫХ И БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ Российский патент 2005 года по МПК C22B3/00 C22B3/08 C22B1/06 C22B15/00 C22B11/00 

Изобретение относится к геотехнологии и может быть использовано при комплексной переработке медного концентрата.

Применяющаяся в России технология переработки медных концентратов является довольно сложной и включает три основных этапа: окислительный обжиг медного концентрата при температуре 850-900°С; плавку огарков при температуре 1400-1500°С и электролитический передел штейнов (см., например, Матвеев Ю.Н., Стрижко B.C. “Технология металлургического производства цветных металлов (Теория и практика)”, М.: Металлургия, 1986).

Известны способы переработки медного концентрата, которые включают сульфатизирующий обжиг, выщелачивание меди и ее выделение. В зависимости от содержания металлов и вида концентрата применяются различные режимы проведения этих операций. Так, например, сульфатизирующий обжиг медных концентратов, содержащих 30-38% меди и 23% железа, проводят в печах кипящего слоя с избытком кислорода при температуре 690°С. Концентрат загружают в виде пульпы с содержанием твердого около 86%. Огарок содержит 75% сультфатной меди и около 22,5% оксидов меди. Извлечение меди на стадии выщелачивания составляет 97% от исходного содержания в концентрате (там же, с. 74). Однако этот метод переработки не применим при относительно низких содержаниях меди в концентратах из колчеданных руд, когда содержание железа превосходит содержание меди.

Известен способ переработки сульфидных медных руд и/или концентратов, который включает сульфатизирующий обжиг, выщелачивание огарка в сернокислом растворе и извлечение меди из раствора (RU 2173726 С1, Уралтранс, 2001, ближайший аналог). Измельченное сырье обжигают в трубчатой печи в потоке азота при температуре 850-950°С, что дает возможность максимально удалить серу из руды и/или концентратов во время обжига, повысить степень извлечения меди (97-98%) при выщелачивании. Однако этот способ требует повышенных затрат энергии.

Настоящее изобретение направлено на разработку термогидрометаллургического способа комплексной переработки медного концентрата с комплексным извлечением цветных и благородных металлов, который позволяет снизить энергетические затраты и повысить выход и чистоту получаемых металлов.

Технический результат изобретения - повышение эффективности извлечения металлов и снижение энергетических затрат при обеспечении экологической безопасности - достигается тем, что способ переработки медного концентрата колчеданных руд включает сульфатизирующий обжиг исходного концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов. Сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 500-600°С в течение 90-180 минут, а 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, а из полученного фильтрата путем сорбции выделяют благородные металлы.

Способ может характеризоваться тем, что кек шихтуют с хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и окислителем при следующем соотношении компонентов, мас.%:

Кек 65-70

Хлориды щелочных и щелочноземельных металлов 15-25

Окислитель остальное

Способ может характеризоваться и тем, что огарок выщелачивают 3-6%-ным раствором серной кислоты при соотношении т:ж=1:(2,5-3), а также тем, что спек выщелачивают 4-6%-ным раствором соляной кислоты при соотношении т:ж=1:(2-4).

Способ может характеризоваться также тем, что огарок выщелачивают в течение 30-120 минут при постоянном перемешивании, и тем, что спек выщелачивают в течение 30-60 минут при постоянном перемешивании.

Способ может характеризоваться, кроме того, тем, что в качестве хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов используют хлориды калия, натрия и магния.

Способ может характеризоваться и тем, что в качестве хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов используют карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода.

Способ может характеризоваться также и тем, что в качестве окислителя используют двуокись марганца и/или оксидные марганцевые руды и/или их концентраты.

Способ реализуют следующим образом. На первом этапе производится обжиг концентрата с последующим сернокислотньм (5%-ный раствор Н₂SO₄) выщелачиванием сульфидного огарка. На втором, основном этапе, осуществляется термохимическая обработка шихты - смеси полученного после выщелачивания кека с основньм (хлориды калия, натрия и магния) и дополнительным (оксиды марганца) реагентами, и последующее солянокислое (5%-ный раствор НСl) выщелачивание спека.

В качестве основного реагента - хлоридов калия, натрия и магния - могут быть использованы различные соединения, например карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода. Этот плав имеет состав (мас.%): КСl 74; NaCl 18,0; MgCl₂ 5,0; CaCl₂ 3,0. В качестве дополнительного реагента - оксида марганца - может быть использована как химически чистая двуокись марганца, так и оксидные марганцевые руды или их концентраты, а также смеси этих компонентов. Эти реагенты обеспечивают окисление оставшихся сульфидов (в основном пирита) и золота, а также хлоринацию благородных и цветных металлов.

Второй кек состоит преимущественно из гидроксидов железа, а также имеет остаточные концентрации Аu и Ag, составляющие 10-20% от их содержаний в исходном концентрате.

На череже показана схема переработки медного концентрата по патентуемому способу. В результате переработки концентрата получаются два продуктивных раствора Ф₁ и Ф₃, два оборотных – Ф₂ и Ф₄, направляемых на выщелачивание, и два кека: первый KEK₁, образующийся после выщелачивания огарка, КЕК₂ - после выщелачивания спека.

Первый раствор Ф₁, сернокислый, содержит большую часть Сu и Zn. Из этого раствора непосредственно производится электролитическое извлечение Сu, а также осаждение Zn. Как показали исследования, в KEK₁ вдвое увеличивается содержание Аu, а также Ag при аналогичном сокращении его веса по сравнению с исходным концентратом.

Во втором растворе Ф₃, солянокислом, концентрируется основная часть Аu и Ag, а также оставшаяся часть Сu и Zn. Аu извлекается из раствора Ф₃ известным путем - сорбцией. В частности, сорбентом может выступать карбонизированный уголь с его

последующим озолением. Спек состоит преимущественно из гидроксидов железа, а также имеет остаточные концентрации Аu и Ag, составляющие 10-20% от их содержаний в исходном концентрате.

На схеме показано двухступенчатое (I, II ст.) выщелачивание полученных кеков, что повышает эффективность извлечения металлов. Раствор Ф₂, получаемый на второй ступени после фильтрации сернокислого раствора, объединяют с обезмеженным раствором Ф₁ и направляют на выщелачивание огарка первой ступени. Таким же образом используют и солянокислый раствор Ф₄ - его объединяют с раствором второй ступени после сорбции Ф₃ и направляют на выщелачивание спека.

Способ реализован на технологической пробе флотационного концентрата Учалинской обогатительной фабрики (Россия). Исходные данные по составу пробы: S 38-40%; Fe 29-33%; Сu 15-18%; Zn 5,0-8,5; Pb 0,9-2,7%; Ag 110-140 г/т; Аu 2,0-4,6 г/т. Проведенный анализ химического состава нескольких частных навесок из этой пробы методом РФА (ИГЕМ РАН) дал сходные результаты: S 37,1-37,7%; Fe 36,7-37,0%; Сu 19,6-19,8%; Zn 3,4-3,5%; Pb 0,57-0,61%. Содержание Ag в них составляют 68-88 г/т и 72-74 г/т по данным ААС лабораторий ВНИИХТ и ИГЕМ РАН, соответственно. Содержание Аu в пробах: 1,9-2,5 г/т (ИНАА), 2,25-2,4 г/т (ААС), 1,8-2,2 г/т (пробирный анализ), т.е. находятся в пределах нижней границы диапазона вариаций, указанных для технологической пробы.

Ниже описаны примеры реализации способа, а полученные результаты приведены в таблице.

Пример 1. Обжиг пробы указанного концентрата колчеданных руд весом 0,15 кг на первом этапе проводился в лабораторной муфельной печи на воздухе при температуре 550°С в течение 120 минут. Далее проводили взвешивание огарка и определение содержания Аu (и Ag) методом пробирного анализа, а основных химических компонентов - методом РФА. После этого двукратно выщелачивали сульфидный огарок 5%-ным водным раствором H₂SO₄ сначала при соотношение т:ж=1:3, а затем т:ж=1:5 при температуре 55°С в течение 30 минут при постоянном перемешивании. Фильтрацией разделяли кек и первый продуктивный раствор. После этого кек высушивали и проводили аналогичные определения Аu и основных компонентов. Продуктивные растворы (Ф₁ и Ф₂) анализировали на содержание Fe, Сu, Zn, Pb, Аu, Ag методом ААС.

На втором этапе проводилась подготовка шихты путем смешивания кека с реагентами. Использовались карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода как источник хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов, а также двуокись марганца в качестве окислителя, в соотношении (мас. ч.): (концентрат : хлориды : двуокись марганца)=(1,0 : 0,3 : 0,1). Обжиг шихты проводился при температуре около 500°С в течение 60 минут и далее осуществлялось взвешивание спека.

Двукратное выщелачивание спека 5%-ным водньм раствором НСl велось при температуре около 60°С в течение 30 минут при постоянном перемешивании (т:ж=1-2,5-3). Для целей анализа проводилось высушивание 2-ого кека и аналогичное первому этапу определение Аu и основных компонентов также и в продуктивных растворах (Ф₃ и Ф₄).

Пример 2. Укрупненное испытание. Обжиг пробы медного концентрата весом 8,0 кг осуществлялся в экспериментальной трубчатой вращающейся печи с шамотной облицовкой. Температура входящих газов составляла 650°С, что обеспечивало нагрев руды в рабочей части печи до Т=550°С. Дополнительно вводился воздух объемом до первых десятков литров в час. Загрузка концентрата производилась в течение 100 минут порционно через каждые 7-8 минут. Общее рабочее время печи составляло 2 часа 50 минут.

Поскольку обжиг измельченного медного концентрата сопровождается большим пылеуносом (порядка 50% от исходной массы) предполагается его окомкование перед обжигом. С учетом этого обстоятельства термохимическая обработка второго этапа выполнялась при температуре 500°С в течение 1-го часа в большой муфельной печи с регулярньм перемешиванием шихты через каждые 10-15 минут.

Кислотное выщелачивание сульфидного огарка (1-й этап) и спека (2-й этап) выполнялось в эмалированном реакторе емкостью 160 л с мешалкой типа СЭРМ-0160-1-02, оснащенном виниловыми фильтрами.

Пример 3. Укрупненное испытание. Обжиг пробы медного концентрата весом 10 кг выполнялся в большой муфельной печи для снижения пылеуноса и с целью оценки полного материального баланса при переработке концентрата. Температура обжига - около 550°С, обжиг проводился в течение 2 ч. 30 мин с постоянным перемешиванием через каждые 10-15 мин. Остальные операции не претерпели каких-либо изменений по сравнению с условиями, приведенными в примере 2.

Для установления характера изменения минерального состава медного концентрата в процессе проведенного обжига был выполнен рентгенографический количественный анализ исходного медного концентрата и огарка (ВИМС). В составе первого доминируют сульфиды меди и железа - халькопирит (56%) и пирит (31%), а в составе огарка преобладают оксиды железа - гематит и магнетит (49%) и сульфаты меди - халькокианит (35%) и цинка - цинкозит (7%). Из полученных результатов следует, что таким образом был получен режим обжига медного концентрата, при котором в огарке доминирует сульфатная форма меди, легко выщелачиваемая даже водой. Это имеет важное значение как для снижения затрат, так и повышения экологичности технологии. Этот факт был проверен экспериментально: в водный раствор перешло от 90 до 95% меди.

Анализ экспериментальных данных, приведенных в таблице, позволяет сделать следующие выводы.

1. Основные результаты, полученные в лабораторных опытах (пример 1) и при укрупненных испытаниях (примеры 2, 3), являются однотипными и весьма близкими.

2. При укрупненных испытаниях установлено заметное улучшение ряда параметров по сравнению с лабораторными экспериментами. Так, в результате обжига остаточная концентрация серы в сульфидном огарке снижается до 30% по сравнению с аналогичной величиной 37-43%, определенной для лабораторных опытов. В связи с этим при укрупненных испытаниях для сернокислого выщелачивания существенно увеличиваются коэффициенты извлечения (К_изв) в рабочий раствор К_изв (Сu)=86-95% и К_изв (Zn)=67-90% по сравнению с лабораторными опытами, для которых К_изв (Сu)=53-63% и К_изв (Zn)=48-58%.

3. При солянокислом выщелачивании для лабораторных опытов и укрупненных испытаний полученные коэффициенты извлечения в рабочий раствор Аu (вероятно, и Ag) практически аналогичны и составляют К_изв (Au, Ag)=89-96%.

4. В КЕК₂ содержится большое количество (> 70%), Fe и поэтому он может быть использован в качестве добавки в различных базовых процессах черной металлургии.

Остаточные концентрации в твердой фазе и коэффициенты извлечения элементов в рабочие растворы, полученные при лабораторных и укрупненных испытаниях№ п/пХарактеристикаПример 1Пример 2Пример 31.Остаточная концентрация в сульфидном огарке и KEK₁,% (1 этап)S - 15-18/11-14S - 11/9S - 11/9Fe - 41-42/42-44Fe - 43/53Fe - 43/52Сu - 20/15-16Сu - 20/7Сu - 18/1,8Zn - 3,1-3,2/2,6-2,8Zn - 3,2/2,4Zn - 3,0/0,72.Коэффициент извлечения металлов в сернокислый раствор,% (1 этап)   Сu - 53-63Сu - 86Сu - 95Zn - 48-58Zn - 67Zn - 903.Остаточная концентрация в КЕК₂ (2 этап)Аu - 0,9-1,1 г/тАu - 0,8 г/тАu - 0,12 г/тAg – 26 г/тAg – 20 г/тAg – 25 г/тСu - 1,2-2,0%Сu - 0,5%Сu - 0,3%Zn - 0,5-0,9%Zn - 0,2%Zn - 0,1%Fe - 65-68%Fe - 70%Fe - 70%S - 0,7-0,9%S - 0,9%S – 0,7%4.Коэффициент извлечения металлов в солянокислый раствор, % (2 этап)Аu - 89Au - 91Au - 96Ag - 87Ag - 91Ag - 90Сu - 92-95Сu - 95Сu - 86Zn - 73-87Zn - 95Zn - 95

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано при комплексной переработке медного концентрата. Способ переработки медного концентрата колчеданных руд включает 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, обеспечивается эффективное извлечение металлов и снижение энергетических затрат при обеспечении экологической безопасности, 8 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.

1. Способ переработки медного концентрата колчеданных руд, включающий сульфатизирующий обжиг исходного концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов, отличающийся тем, что сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 500-600°С в течение 90-180 мин, а полученный огарок выщелачивают раствором серной кислоты или водой с отделением кека и фильтрата, из последнего электролизом выделяют медь, а 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, а из полученного фильтрата путем сорбции выделяют благородные металлы.2. Способ по п.1, отличающийся тем, что кек шихтуют с хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и окислителем при следующем соотношении компонентов, мас.%:

Кек 65-70

Хлориды щелочных и щелочно-

земельных металлов 15-25

Окислитель Остальное