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 извлечения меди из медьсодержащего материала, заключающиеся в дроблении и измельчении исходного продукта, выщелачивании (окислительном) и получении меди из раствора выщелачивания, а также флотацию (US 5795465 А, Н03В 9/00, 18.08.98).
Недостатком способа является его неэффективность при использовании окисленных руд (он предназначен для порфировых медных руд) и его экологическая вредность (выщелачивание проводится с использованием аммиака).
Известен также способ извлечения меди из сульфидной медной руды или концентрата (US 6455019, С22В 15/00, опубл. 24.09.2002), включающий окисление под давлением в присутствии ионов галогенводородной кислоты или сульфат-ионов, в результате которого образуется пульпа. Далее пульпа подвергается разделению на жидкую и твердую фазы с получением фильтрата и твердого осадка, содержащего нерастворимый сульфат неблагородного металла. Сульфат неблагородного металла выщелачивается кислым раствором сульфата во второй раз, что помогает растворить соль неблагородного металла и получить раствор, содержащий сульфат металла, например меди, и твердый осадок. Выщелоченная жидкость отделяется от твердого осадка и подвергается жидкостной экстракции, продуктами которой являются концентрированный раствор металла и обедненный рафинат. Часть этого рафината, после выпаривания, возвращается в цикл окисления под давлением.
Недостатками способа является использование дорогого автоклавного оборудования для выщелачивания под давлением, требующего больших энергетических затрат, и применение агрессивных галогеноводородных кислот для окисления минералов металлов, ухудшающих условия экстракции металлов.
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, выщелачивание, экстракцию меди из раствора выщелачивания и флотацию, отличающийся тем, что дробление и измельчение исходного продукта осуществляют до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимую для флотации, после выщелачивания проводят разделение твердой и жидкой фаз продукта с одновременной промывкой твердой фазы частью рафината экстракции и водой, твердую фазу продукта доизмельчают 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 и значительный объем аппаратов для выщелачивания всей руды, выделение части меди в товарный продукт - сульфидный медный концентрат, в котором медь имеет более низкую стоимость, чем катодная медь и, кроме того, требующий дальнейшей переработки, 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 объемов переработки и объема аппаратов для выщелачивания, снижение расхода серной кислоты, упрощение технологической схемы переработки, повышение извлечения меди из руды, получение всей товарной продукции в виде катодной меди, повышение глубины переработки руды и экономической эффективности переработки.
Дополнительным результатом является повышение экологичности получения катодной меди из медных концентратов.
Указанный технический результат достигается следующим образом.
Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд включает сухое дробление, измельчение руды до крупности не более 0,074 мм, коллективную флотацию сульфидных и окисленных минералов меди в коллективный концентрат флотации, обезвоживание концентрата флотации, последующее выщелачивание при перемешивании коллективного концентрата флотации с участием кислородсодержащего экологически безвредного окислителя, при содержании твердой фазы 10-50%, в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3, при температуре 20-70°С, в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3, обезвоживание и промывку кека выщелачивания концентрата, объединение жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного раствора от твердых взвесей, экстракцию меди из объединенного раствора с получением катодной меди.
При этом флотационное выделение коллективного концентрата меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0, для извлечения окисленных минералов меди добавляется реагент сульфидизатор.
Для выщелачивания коллективного концентрата в качестве кислородсодержащего экологически безвредного окислителя применяют озон и/или перекись водорода.
Кроме того, выщелачивание коллективного медного концентрата осуществляется 3,0-10,0 часов.
Обезвоживание кеков выщелачивания можно осуществлять фильтрованием, а промывку кеков выщелачивания - на фильтре одновременно с обезвоживанием.
Объединенные медьсодержащие растворы освобождаются от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.
Также экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция, в этом случае образующийся рафинат экстракции используют для выщелачивания концентратов, промывки кеков выщелачивания концентратов.
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, в частности содержащая минералы, взаимодействующие с серной кислотой.
Сухое дробление руды снижает расход воды и электроэнергии на рудоподготовку, снижает размеры хвостохранилища.
Извлечение сульфидных и окисленных минералов меди в коллективный концентрат производится флотационным обогащением. Для флотационного обогащения дробленая руда измельчается до крупности, необходимой для раскрытия поверхности минералов, - 0,074 мм.
Обычно коллективная флотация окисленных и сульфидных минералов с предварительной сульфидизацией поверхности окисленных минералов проводится только при незначительной степени окисления руды, при содержании окисленных минералов в руде до 30%, в этом случае руда относится к технологическому типу - сульфидная. Использование коллективной флотации для смешанных руд (содержание окисленных минералов от 30% до 70%) приводит к получению коллективного концентрата низкого качества, проблемам при переработке коллективного концентрата. Низкие технологические результаты коллективной флотации определяются различными флотационными свойствами окисленных и сульфидных минералов меди и, соответственно, невозможностью сочетания одновременно оптимальных условий флотации окисленных и сульфидных минералов меди для получения качественного концентрата.
В данном изобретении качество коллективного флотационного концентрата (содержание меди) не имеет существенного значения, так как после обогащения он направляется не на пирометаллургическую переработку, а на гидрометаллургическую - выщелачивание. Коллективная флотация проводится с целью снижения объемов переработки и максимального извлечения меди в концентрат.
Из измельченной руды проводится флотационное выделение коллективного концентрата сульфидных и окисленных минералов меди. Для флотации окисленных минералов меди вместе с сульфидными добавляется сульфидизатор. Максимальное извлечение меди в коллективный медный концентрат и получение отвальных хвостов обеспечивается при значении рН 8,0-11,0.
При содержании меди в руде несколько процентов флотационным обогащением объем минерального сырья сокращается в 10 раз, при этом большая часть кислотопоглощающей пустой породы остается в хвостах флотации и не поступает на выщелачивание. Таким образом, снижаются размеры аппаратов выщелачивания в 10 раз и также расход серной кислоты на выщелачивание.
Для обезвоживания руды и продуктов обогащения минерального сырья применяется фильтровальное оборудование, а также центрифуги (фильтрующие и осадительные), обезвоживающие грохоты, дуговые сита и т.д. Концентраты обогащения обезвоживаются с использованием вакуум-фильтров.
Коллективный медный концентрат содержат как легко растворимые в серной кислоте окисленные медные минералы, так и упорные - сульфидные минералы.
В данном способе коллективный концентрат перерабатывается полностью гидрометаллургическими методами. Такая переработка руды с получением всей товарной продукции в виде катодной меди упрощает технологическую схему переработки и снижает вредное воздействие на окружающую среду.
Для одновременного извлечения окисленных и сульфидных минералов меди в раствор из коллективного концентрата применяется выщелачивание раствором серной кислоты с окислением ионами трехвалентного железа и кислородсодержащими окислителями, наиболее доступными из которых являются перекись водорода и озон. Применение этих окислителей является эффективным и экологически наиболее безвредным методом.
Концентрация кислоты 10-80 г/дм3 обеспечивает реакции взаимодействия озона трехвалентного железа с сульфидными минералами. Температура 20-70°С и присутствие ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3 увеличивает скорость процесса окисления минералов. Время выщелачивания зависит от состава минералов и условий процесса, в частности концентрации и расхода реагентов, температуры. Перемешивание интенсифицирует процесс выщелачивания.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека выщелачивания. Наиболее эффективным способом является обезвоживание фильтрованием, в частности фильтрованием.
Для наиболее полного извлечения меди кеки выщелачивания промываются водной фазой. Промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частности на фильтрах.
Растворы жидкой фазы выщелачивания концентратов 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 проводиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.
Из объединенных растворов проводится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.
Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использование этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь. После реэкстракции меди из органического экстрагента проводится электроэкстракция с получением катодной меди.
Образующийся при экстракции меди из сернокислых растворов рафинат содержит серную кислоты и остаточное количество меди. Для рационального использования жидкой фазы и снижения потерь меди рафинат экстракции используют для выщелачивания концентратов, промывки кеков выщелачивания концентратов.
Стоимость меди в концентрате почти в два раза ниже стоимости меди катодной. Переработка концентрата гидрометаллургическим методом снижает расходы на электроэнергию, транспортировку товарного продукта и повышает стоимость.
Примеры реализации способа.
Пример 1.
Медная сульфидно-окисленная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, в которой 52% меди находится в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 3 мм, измельчалась до крупности 65% класса - 0,074 мм.
Измельченная руда флотировалась при Т:Ж=1:3, при добавлении извести до значения рН 8,5-9,0, вспенивателя, собирателя и сульфидизатора. Пенный продукт флотации содержал 36,4% меди в сульфидных минералах и окисленных минералах, выход концентрата составил 8,8%. Концентрат флотации обезвоживался на пресс-фильтре.
Коллективный флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 30 г/дм3 при температуре 60°С, концентрации ионов трехвалентного железа от 5,5 г/дм3 при непрерывной подаче озона и перекиси водорода. Концентрация озона в подаваемом газе составляла 180 г/дм3, перекиси водорода 30%. Извлечение меди из концентрата за 7 часов выщелачивания составило 92,5%.
После выщелачивания твердая фаза кеков выщелачивания отфильтровывалась на фильтре с одновременной промывкой сначала рафинатом экстракции и затем водой.
Жидкая фаза выщелачивания концентратов и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 5,9 г/дм3, значение рН 2,0.
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 90,3%.
Пример 2.
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 3,1% меди, в которой 32% меди находится в окисленных минералах, дробилась сухим способом и затем измельчалась в шаровой мельнице до крупности 70% класса - 0,074 мм.
Измельченная руда флотировалась при Т:Ж=1:3, при добавлении извести до значения рН 9,0-9,5, вспенивателя, собирателя и сульфидизатора - сернистого натрия. Коллективный концентрат содержал 32,7% меди, его выход составил 13,1%. Концентрат флотации обезвоживался на пресс-фильтре.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 15 г/дм3, непрерывно поддерживаемой добавлением кислоты, при температуре 70°С, концентрации ионов трехвалентного железа от 6,5 г/дм3, при непрерывной подаче перекиси водорода концентрацией 50%. Извлечение меди из концентрата в раствор за 5 часов выщелачивания составило 92,6%.
После выщелачивания твердая фаза кеков выщелачивания отфильтровывалась на фильтре с одновременной промывкой сначала рафинатом экстракции и затем водой.
Жидкая фаза выщелачивания концентратов и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 10,1 г/дм3, значение рН 2,2.
Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором в разбавителе 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%.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2337159C1 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ КАТОДНОЙ МЕДИ ИЗ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2336344C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ МЕДИ И СЕРЕБРА | 2009 |
|
RU2439177C2 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ КАТОДНОЙ МЕДИ ИЗ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2336345C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2009 |
|
RU2428493C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СМЕШАННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2009 |
|
RU2418872C2 |
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, 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. Техническим результатом является повышение извлечения меди, повышение глубины переработки руды и получение товарной продукции в виде катодной меди. Дополнительным результатом является повышение экологичности получения катодной меди из медных концентратов. Способ включает дробление и измельчение руды до крупности не более 0,074 мм, коллективную флотацию сульфидных и окисленных минералов меди в коллективный концентрат флотации. После обезвоживания концентрата проводят выщелачивание при перемешивании с участием кислородсодержащего экологически безвредного окислителя, при содержании твердой фазы 10-50%, в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3, при температуре 20-70°С, в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3. Обезвоживают и промывают кек выщелачивания, объединяют жидкую фазу выщелачивания с промывными водами кека. Затем осуществляют осветление объединенного раствора, экстракцию меди из объединенного раствора с получением катодной меди. 10 з.п. ф-лы.
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЬСОДЕРЖАЩИХ ПРОДУКТОВ | 2001 |
|
RU2179589C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЬСОДЕРЖАЩИХ ПРОДУКТОВ | 2000 |
|
RU2178342C1 |
АВТОМАТИЧЕСКАЯ СЦЕПКА ДЛЯ ПОДВИЖНОГО СОСТАВА ЖЕЛЕЗНЫХ ДОРОГ | 1925 |
|
SU5803A1 |
US 5795465 A, 18.08.1998 | |||
AU 2006229894 A1, 05.10.2006 | |||
US 2005126923 A1, 16.05.2005 | |||
Фотоэлектрический угломерных следящий прибор | 1972 |
|
SU455240A1 |
Авторы
Даты
2008-10-27—Публикация
2007-04-16—Подача