RU2023758C1 - Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate - Google Patents
Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2023758C1 RU2023758C1 SU914909165A SU4909165A RU2023758C1 RU 2023758 C1 RU2023758 C1 RU 2023758C1 SU 914909165 A SU914909165 A SU 914909165A SU 4909165 A SU4909165 A SU 4909165A RU 2023758 C1 RU2023758 C1 RU 2023758C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- concentrate
- lixiviating
- electrochemically
- thermal activation
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 20
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 27
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims description 27
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims description 27
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 16
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title 1
- 238000007725 thermal activation Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 12
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 8
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 11
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 3
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- -1 hexafluorosalicylate ions Chemical class 0.000 description 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- GTKRFUAGOKINCA-UHFFFAOYSA-M chlorosilver;silver Chemical class [Ag].[Ag]Cl GTKRFUAGOKINCA-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000002950 deficient Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 description 1
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам электрохимического выщелачивания, и может быть использовано при создании комбинированных схем переработки сульфидных медьсодержащих руд. The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods of electrochemical leaching, and can be used to create combined schemes for processing sulfide copper-containing ores.
Известен способ одновременного электролитического растворения и выделения металлов из сульфидных минералов, состоящий в проведении электролиза минеральной суспензии в диафрагменном электролизере со свинцовым катодом и графитовым анодом в растворе кремнефтористоводородной кислоты, содержащем хлорид-, нитрат- или гексафторсалицилат-ионы [1]. There is a method of simultaneous electrolytic dissolution and separation of metals from sulfide minerals, consisting in the electrolysis of a mineral suspension in a diaphragm electrolyzer with a lead cathode and a graphite anode in a solution of hydrofluoric acid containing chloride, nitrate or hexafluorosalicylate ions [1].
К недостаткам этого способа относятся низкая скорость перехода полезных компонентов в раствор и высокая стоимость реагентов, входящих в состав электролита. Кроме того использование указанного электролита приводит к загрязнению окружающей среды. The disadvantages of this method include the low rate of transition of useful components into the solution and the high cost of the reagents that make up the electrolyte. In addition, the use of this electrolyte leads to environmental pollution.
Наиболее близким техническим решением является способ электрохимического выщелачивания меди из медного концентрата, включающий электролиз пульпы в потенциостатических условиях при Е = 0,45 В, интенсивном перемешивании пульпы кислородом и соотношении твердой и жидкой фаз в пульпе 1:15 с использованием электролита, содержащего 05 М Fe3+, 0,1 M HCl и 2 МNaCl [2].The closest technical solution is a method for the electrochemical leaching of copper from a copper concentrate, including electrolysis of the pulp under potentiostatic conditions at E = 0.45 V, vigorous stirring of the pulp with oxygen and the ratio of solid to liquid phases in the pulp 1:15 using an electrolyte containing 05 M Fe 3+ , 0.1 M HCl and 2 MNaCl [2].
Недостатком прототипа является низкая скорость выщелачивания металлов (90% меди переходит в раствор за 9 ч). Кроме того хлорид-ионы, содержащиеся в электролите частично окисляются в процессе электролиза до газообразного хлора, который выделяется в атмосферу. Ионы трехвалентного железа в электролите играют роль дополнительного окислительного агента и повышают скорость разложения минералов. В процессе электролиза на катоде происходит восстановление трехвалентного железа до двухвалентной формы, что снижает выход по току. Следует отметить также высокую стоимость реагентов, входящих в состав электролита. The disadvantage of the prototype is the low rate of leaching of metals (90% of copper goes into solution in 9 hours). In addition, chloride ions contained in the electrolyte are partially oxidized during electrolysis to chlorine gas, which is released into the atmosphere. Ferric ions in the electrolyte play the role of an additional oxidizing agent and increase the rate of decomposition of minerals. In the process of electrolysis at the cathode, ferric iron is reduced to a divalent form, which reduces the current efficiency. It should also be noted the high cost of the reagents that make up the electrolyte.
Целью изобретения является снижение затрат и интенсификация процесса. The aim of the invention is to reduce costs and intensify the process.
Цель достигается тем, что в известном способе, включающем электролиз пульпы в диафрагменном электролизере при потенциостатических условиях, перед электролизом концентрат подвергают термической активации при 280-300оС в течение 1-2 ч.The object is achieved by the fact that in the known process comprising a pulp in a diaphragm electrolysis cell at a potentiostatic conditions, before the electrolysis concentrate is subjected to thermal activation at 280-300 C for 1-2 hours.
На чертеже изображен график зависимости извлечения меди из концентрата, предварительно активированного в течение 2 ч при 300оС, от времени выщелачивания.The drawing shows a graph of the dependence of the extraction of copper from the concentrate, pre-activated for 2 hours at 300 about With the time of leaching.
Сущность способа заключается в том, что медный концентрат, основным медьсодержащим минералом в котором является халькопирит, подвергают предварительной термической активации при 280-300оС. Электрохимическое выщелачивание активированного концентрата проводят в диафрагменном электролизере ящичного типа с графитовыми электродами. В качестве электролита используют 0,5 М раствор серной кислоты. Активированный концентрат помещают в анодное пространство. Соотношение твердой и жидкой фаз в пульпе поддерживают 1:2,3. Выщелачивание проводят в потенциостатических условиях (Е = =0,4 В относительно насыщенного хлор-серебряного электрода) при комнатной температуре в течение 1-2 ч, при этом твердые частицы поддерживают в суспензионном состоянии с помощью перемешивания.The method consists in the fact that the copper concentrate, basic copper-containing mineral in which chalcopyrite is subjected to preliminary thermal activation at 280-300 C. Electrochemical activated concentrate leaching is carried out in a diaphragm cell box type with graphite electrodes. As an electrolyte, a 0.5 M solution of sulfuric acid is used. The activated concentrate is placed in the anode space. The ratio of solid and liquid phases in the pulp is maintained at 1: 2.3. Leaching is carried out under potentiostatic conditions (E = 0.4 V relative to a saturated silver-silver chloride electrode) at room temperature for 1-2 hours, while the solid particles are maintained in suspension by stirring.
Предварительная термическая активация концентрата позволяет существенно повысить скорость перевода ионов меди в объем электролита. С помощью рентгеноструктурного анализа обнаружено, что в процессе тепловой обработки медного концентрата при 220оС и выше наблюдается фазовое превращение основного медьсодержащего минерала - халькопирита. Образуется халькопирит дефектной орторомбической модификации. Устойчивость этой модификации значительно ниже, чем исходного минерала. В связи с этим скорость его разложения под воздействием тока резко возрастает. Наиболее полный фазовый переход наблюдается в интервале температур 280-300оС. Дальнейшее повышение температуры приводит к разложению халькопирита с образованием бинарных сульфидов меди, электрохимическая активность которых мала, что приводит к снижению скорости электрохимического выщелачивания меди из сульфидных продуктов.Preliminary thermal activation of the concentrate can significantly increase the rate of transfer of copper ions into the volume of the electrolyte. Using X-ray analysis revealed that in the process of heat treatment of a copper concentrate at 220 ° C and above the main phase transition is observed copper-bearing mineral - chalcopyrite. Chalcopyrite is formed with a defective orthorhombic modification. The stability of this modification is significantly lower than the original mineral. In this regard, the rate of its decomposition under the influence of current increases sharply. The most complete phase transition is observed in the temperature range 280-300 ° C. A further increase in temperature results in decomposition with formation of binary chalcopyrite copper sulphides, electrochemical activity is low, resulting in reduced electrochemical leaching rate of copper from sulfide products.
П р и м е р 1. Проводили электрохимическое выщелачивание меди из сульфидного медного концентрата, содержащего 15,19 мас.% меди, 30,59 мас.% железа, 36,44 мас.% серы. Минеральную суспензию обрабатывали в потенциостатических условиях (Е = 0,4 В) при комнатной температуре в течение 3 ч. Извлечение меди в электролит в этих условиях составило 56%. PRI me R 1. Conducted electrochemical leaching of copper from a sulfide copper concentrate containing 15.19 wt.% Copper, 30.59 wt.% Iron, 36.44 wt.% Sulfur. The mineral suspension was treated under potentiostatic conditions (E = 0.4 V) at room temperature for 3 hours. The extraction of copper into the electrolyte under these conditions was 56%.
П р и м е р 2. В аналогичных условиях проводили электрохимическое выщелачивание меди из медного концентрата, подвергнутого термической активации при разных температурах и продолжительности теплового воздействия. Более высокая степень извлечения меди в электролит достигнута в том случае, когда термическую активацию проводили при 300оС в течение 2 ч.PRI me R 2. In similar conditions, the electrochemical leaching of copper from copper concentrate subjected to thermal activation at different temperatures and duration of heat exposure was performed. A higher degree of extraction of copper in the electrolyte is achieved in the case where the thermal activation was conducted at 300 ° C for 2 hours.
П р и м е р 3. Из медного концентрата, подвергнутого термической активации при 300оС в течение 2-3 ч, проводили выщелачивание меди. Продолжительность электрохимической обработки изменяли от 1 до 5 ч. Максимальное извлечение меди 90,2 мас.% достигнуто в течение 3 ч. Таким образом термическая активация сульфидного медного концентрата позволила повысить скорость перевода ионов меди в раствор по сравнению со способом-прототипом в 3 раза, а с учетом разницы в плотности пульпы в 15 раз.PRI me
Использование способа электрохимического выщелачивания меди, включающего термическую активацию медного концентрата, обеспечивает следующие преимущества по сравнению с известными способами: повышается производительность процесса за счет роста скорости разложения медьсодержащего продукта и увеличения плотности обрабатываемой пульпы; использование в качестве электролита раствора серной кислоты позволяет перерабатывать медьсодержащие сернокислые растворы известными способами при незначительных расходах на реагенты и исключением загрязнения окружающей среды хлором; процесс электрохимического выщелачивания проводится при комнатной температуре. Using the method of electrochemical leaching of copper, including thermal activation of copper concentrate, provides the following advantages compared to known methods: the productivity of the process is increased due to an increase in the rate of decomposition of the copper-containing product and an increase in the density of the treated pulp; the use of a solution of sulfuric acid as an electrolyte allows you to process copper-containing sulfate solutions by known methods with low reagent costs and the exclusion of environmental pollution by chlorine; The process of electrochemical leaching is carried out at room temperature.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU914909165A RU2023758C1 (en) | 1991-02-11 | 1991-02-11 | Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU914909165A RU2023758C1 (en) | 1991-02-11 | 1991-02-11 | Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2023758C1 true RU2023758C1 (en) | 1994-11-30 |
Family
ID=21559393
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU914909165A RU2023758C1 (en) | 1991-02-11 | 1991-02-11 | Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2023758C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2434065C1 (en) * | 2010-08-31 | 2011-11-20 | УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН) | Procedure for processing sulphide copper-nickel alloys |
-
1991
- 1991-02-11 RU SU914909165A patent/RU2023758C1/en active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 1. Авторское свидетельство СССР N 753927, кл. C 25C 1/12, 1978. * |
| 2. Hydrometallurgy. 1987, 17, N 3, р.281-284. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2434065C1 (en) * | 2010-08-31 | 2011-11-20 | УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН) | Procedure for processing sulphide copper-nickel alloys |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3772003A (en) | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore | |
| FI61049C (en) | FOERFARANDE FOER UTVINNING AV KOPPAR FRAON KOPPAR- OCH JAERNHALTIG MALM ELLER SLIG | |
| KR960008617B1 (en) | How to Recover Sulfuric Acid | |
| US4159232A (en) | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron | |
| EP0115500A4 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates. | |
| PL111879B1 (en) | Method of recovery of copper from diluted acid solutions | |
| US3537961A (en) | Process of treating copper ores | |
| Yang et al. | The separation and electrowinning of bismuth from a bismuth glance concentrate using a membrane cell | |
| US3737381A (en) | Apparatus for treating copper ores | |
| RU2023758C1 (en) | Method of electrochemically lixiviating copper from copper sulfide concentrate | |
| EP0197071B1 (en) | Production of zinc from ores and concentrates | |
| JPS5836654B2 (en) | Method for producing lead from materials containing lead sulfide | |
| US5156721A (en) | Process for extraction and concentration of rhodium | |
| EP0026207B1 (en) | Production of lead from ores and concentrates | |
| AU734584B2 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
| US3766026A (en) | Electrolytic process for the recovery of nickel, cobalt and iron from their sulfides | |
| Letowski et al. | A new hydrometallurgical method for the processing of copper concentrates using ferric sulphate | |
| AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| SU773113A1 (en) | Method of electroleaching of zinc-containing materials | |
| JPS60238494A (en) | Method for removing chlorine in wet electrolytic refining of metal | |
| SE8504140D0 (en) | PROCEDURE FOR SELECTIVE EXTRACTION OF LEAD FROM COMPLEX SULFIDIC NON-IRON METALS | |
| IE43392B1 (en) | Extraction of copper from ores and concentrates | |
| DK152225B (en) | PROCEDURE FOR THE MINING OF COPPER FROM COPPER AND IRON ORE OR CONCENTRATE | |
| PL88404B1 (en) | ||
| CS209428B2 (en) | Method of gaining the copper from the ore or concentrate |