Изобретение относится к металлургии меди, также металлургии других цветных металлов, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы цветных металлов.
Мировая практика переработки медных руд показывает, что степень их окисленности является главным фактором, влияющим на выбор технологических схем и определяющим технологические и технико-экономические показатели переработки руды. Переработка медных руд ведется либо по чисто гидрометаллургической технологии (процесс выщелачивания), либо по флотационной технологии, либо по комбинированным схемам.
Для переработки сульфидно-окисленных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделения твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.
Известен способ переработки окисленных руд, включающий предварительную сульфидизацию окисленных медных минералов и последующую флотацию с выделением медного концентрата. Сульфидизацию окисленных медных минералов проводят методом сульфоагломерации, полученный агломерат подвергают дроблению, измельчению и флотации с выделением медного концентрата (см. RU 2149709 С1, В03D 1/00, 27.05.2000).
Недостатком способа является сложность переработки окисленных медных руд, приводящая к потере на переделах извлечения меди, получения из окисленной руды продукта не глубокой переработки - концентрата, требующего дальнейшей переработки.
Известен способ выделения меди из медной руды (JP 2905867, С22В 15/00, опубл. 14.06.1999), заключающийся в смешивании сульфидного минерала, в виде порошка со средним размером частиц 50-300 мкм, с хлористоводородной кислотой, концентрацией порядка 4 молей/дм3. Полученную смесь выдерживают в течение 1-6 ч при температуре от 800°С до азеотропной точки хлористоводородной кислоты, предпочтительно 95-100°С. После выдержки к смеси добавляют воду для экстракции соединения меди в воду. Растворимое соединение меди, экстрагированное из руды в воду, разделяют на нерастворимый осадок медной руды и водный раствор, содержащий медь. Для извлечения меди из водного раствора используют экстракцию растворителем или электролиз.
Недостатками способа являются использование агрессивной соляной кислоты, высокие затраты энергии для создание температуры до 100°С, высокий расход соляной кислоты, неэффективное осуществление выщелачивания - выдерживанием, а без перемешивания более сложная реализация экстракции меди из солянокислых растворов.
Наиболее близким по технической сути к заявленному способу является способ переработки медьсодержащих продуктов (RU 2179589, С22В 3/00, опубл. 20.02.2002), включающий дробление и измельчение исходного продукта до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимую для флотации, выщелачивание, разделение твердой и жидкой фаз продукта выщелачивания с одновременной промывкой твердой фазы частью рафината экстракции и водой, доизмельчение твердой фазы продукта с последующей флотацией, а жидкую фазу продукта подвергают экстракции с выделением рафината и медьсодержащего раствора экстрагента, при этом рафинат неоднократно используют при выщелачивании и промывке.
Недостатками способа являются большой расход серной кислоты, не достаточно высокое качество катодной меди из-за отсутствия операции осветления или фильтрования жидкой фазы перед экстракцией органическим экстрагентом.
В изобретении достигается следующий технический результат: снижение расхода серной кислоты на переработку, повышение извлечения меди из руды, повышение качества товарных продуктов - катодной меди, снижается расход воды на переработку, получение всей товарной продукции в виде катодной меди, повышение глубины переработки руды.
Дополнительным результатом является повышение экологичности получения катодной меди из медных концентратов.
Указанный технический результат достигается тем, что способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд включает сухое дробление и последующее измельчение руды до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивание руды при перемешивании раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3 при содержании твердой фазы 50-70% в течение 0,5-2,0 часов, а также обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, последующую нейтрализацию и измельчение кека выщелачивания до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотацию медных минералов из кека выщелачивания с получением флотационного концентрата, выщелачивание флотационного концентрата при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3, последующее обезвоживание и промывку кека выщелачивания концентрата, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды и жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания концентрата, а также освобождение полученного медьсодержащего объединенного раствора от твердых взвесей, экстракцию меди из объединенного раствора с получением катодной меди.
При этом обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.
Кроме того, промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.
Также флотацию минералов меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0.
Кроме того, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.
Также экстракцию меди проводят методом жидкостной экстракции - электроэкстракции, в этом случае рафинат, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и концентрата и при промывке кека выщелачивания руды и концентрата.
В сульфидно-окисленных медных рудах присутствуют окисленные минералы меди, например малахит, брошантит, азурит, и сульфидные минералы меди - халькопирит, халькозин, борнит, ковелин, а также пустая порода.
Сухое дробление руды до крупности 1-4 мм снижает расход воды и электроэнергии на рудоподготовку, позволяет экономить серную кислоту для последующего выщелачивания, снижает размеры хвостохранилища.
Крупность руды 1-4 мм достаточна для выщелачивания большей части окисленных минералов, в тоже время большая часть кислотопоглощающих минералов пустой породы не потребляет кислоту. Дробленая руда до крупности 1,0-4 мм после выщелачивания обезвоживается с хорошими кинетическими показателями.
Выщелачивание раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов в течение 0,5-2 часов. Выщелачивание дробленой руды с содержанием твердой фазы 50-70% хорошо перемешивается, позволяет обеспечить самостирание и уменьшить объем аппаратов для реализации процесса. Через 5-10 минут выщелачивания медная руда переходит в технологический сорт сульфидная, т.е. содержание окисленных минералов в руде снижается до менее 30%.
Для обезвоживания шламов и продуктов обогащения минерального сырья (руд, концентратов и т.д.) применяется фильтровальное оборудование, а также центрифуги (фильтрующие и осадительные), обезвоживающие грохоты, дуговые сита и т.д. Продукты с крупностью 1,0-4,0 мм обезвоживаются на фильтрующих центрифугах и ленточных вакуум-фильтрах.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека. Наиболее эффективным способом является обезвоживание фильтрованием, в частности, на ленточных фильтрах.
Для наиболее полного извлечения меди кек выщелачивания промывается водной фазой. Промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частности, на фильтрах.
Выделение из кека выщелачивания минералов меди производится флотационным обогащением. Для обеспечения наилучших условий флотационного обогащения производится нейтрализация кека выщелачивания и измельчение до крупности 60-95% класса - 0,074 мм. Флотация медных минералов проводится при значении рН 8,0-10,5 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.
Сульфидный медный концентрат является упорным продуктом и обычно перерабатывается пирометаллургически. Стоимость концентрата почти в два раза ниже стоимости меди катодной. Переработка концентрата гидрометаллургическим методом снижает расходы на электроэнергию, транспортировку товарного продукта и повышает его стоимость.
Использование озона для выщелачивания меди из медных концентратов в растворе серной кислоты является эффективным методом и экологически более безвредным. Концентрация кислоты 10-80 г/дм3 обеспечивает реакции взаимодействия озона трехвалентного железа с сульфидными минералами.
Температура 20-55°С и присутствие ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3 увеличивают скорость процесса окисления озоном.
Раствор жидкой фазы выщелачивания руды, концентрата и промывные воды кека выщелачивания руды и концентрата для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, которые ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.
Из объединенных растворов производится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.
Современньм методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использованием этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.
Образующийся при экстракции меди из сернокислых растворов рафинат содержит серную кислоту и остаточное количество меди. Для рационального использования жидкой фазы и снижения потерь меди рафинат экстракции используют для выщелачивания руды и концентрата, промывки кека выщелачивания руды и концентрата.
Примеры реализации способа.
Пример 1.
Медная сульфидно-окисленная руда Удоканского месторождения, содержащая 1,56% меди, в которых 55% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 3 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, концентрации серной кислоты 20 г/дм3. За 1 час выщелачивания в раствор перешло 81% окисленных минералов меди и 16% вторичных сульфидных минералов, выход кека выщелачивания составил 95%. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на фильтре сначала одним объемом сернокислого рафината экстракции, затем двумя объемами воды. Кек выщелачивания измельчался в мельнице до крупности 70% класса - 0,074 мм. В мельницу для нейтрализации добавляли кальцинированную соду. Далее во флотационной машине проводили обогащение при рН 9,0-11,0 с использованием флотореагентов - сернистого натрия, Т-80, ксантогената. В результате выделен сульфидный медный концентрат с содержанием меди 30,4% и отвальные хвосты с содержанием меди 0,12%.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 60 г/дм3 при температуре 55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 5,5 г/дм3. Извлечение меди из концентрата за 5 часов выщелачивания составило 92%. После выщелачивания твердая фаза отфильтровывалась, промывалась рафинатом экстракции и водой.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 4,6 г/дм3, значение рН 1,9.
Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 90,8%.
Пример 2.
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 2,2% меди, в которых 52% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 2 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, концентрации серной кислоты 40 г/дм3. За 1,5 часа выщелачивания в раствор перешло 87% окисленных минералов меди и 14% вторичных сульфидных минералов. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на фильтре сначала одним объемом сернокислого рафината экстракции, затем двумя объемами воды. Кек выщелачивания измельчался в мельнице до крупности 65% класса - 0,074 мм. В мельницу для нейтрализации добавляли известь. Далее во флотационной машине проводили обогащение при рН 8,0-11,0 с использованием флотореагентов - сульфидизатора, вспенивателя и собирателя. В результате получен сульфидный медный концентрат с содержанием меди 30,6% и отвальные хвосты с содержанием меди 0,14%.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-50 г/дм3 при температуре 20-55°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 5,5-15,0 г/дм3.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 5,4 г/дм3, значение рН 1,8. Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 91,5%.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ КАТОДНОЙ МЕДИ ИЗ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2336344C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2337159C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2337160C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СМЕШАННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2009 |
|
RU2418872C2 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ МЕДИ И СЕРЕБРА | 2009 |
|
RU2439177C2 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2009 |
|
RU2428493C1 |
Способ комплексной переработки сульфидно-окисленных медно-порфировых руд | 2018 |
|
RU2685621C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ МЕДИ И СЕРЕБРА | 2015 |
|
RU2604279C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО ВЫДЕЛЕНИЯ СУЛЬФИДНОГО КОНЦЕНТРАТА ИЗ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННОЙ МЕДНОЙ РУДЫ | 2007 |
|
RU2352401C2 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЬСОДЕРЖАЩИХ ПРОДУКТОВ | 2000 |
|
RU2178342C1 |
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд. Техническим результатом является снижение расхода серной кислоты на переработку, повышение извлечения меди из руды, повышение качества товарных продуктов - катодной меди. Способ включает сухое дробление и последующее измельчение руды до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивание руды при перемешивании и содержании твердой фазы 50-70% раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3. После обезвоживания и промывки кека выщелачивания руды проводят нейтрализацию, измельчение кека до крупности 60-95% класса - 0,074 мм и флотацию медных минералов из кека выщелачивания с получением флотационного концентрата. Выщелачивание флотационного концентрата ведут при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-55°С, с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрации от 2,0-15,0 г/дм3. Затем проводят обезвоживание и промывку кека выщелачивания концентрата, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды и жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания концентрата, освобождение полученного медьсодержащего объединенного раствора от твердых взвесей и экстракцию меди из объединенного раствора с получением катодной меди. 7 з.п. ф-лы.
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЬСОДЕРЖАЩИХ ПРОДУКТОВ | 2001 |
|
RU2179589C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЬСОДЕРЖАЩИХ ПРОДУКТОВ | 2000 |
|
RU2178342C1 |
Устройство для диагностики неисправностей технических объектов | 1976 |
|
SU714364A1 |
US 5698170 А, 16.12.1997 | |||
WO 2006049632 A1, 11.05.2006 | |||
БИОЛОГИЧЕСКИ АКТИВНЫЙ ПРОДУКТ ДЛЯ БИОГЕННОГО ПИТАНИЯ И ЭНДОГЕННОГО СИНТЕЗА | 2014 |
|
RU2585045C2 |
GB 1429490 A, 24.03.1976. |
Авторы
Даты
2008-10-20—Публикация
2007-04-16—Подача