RU2336344C1 - Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores - Google Patents
Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2336344C1 RU2336344C1 RU2007113948/02A RU2007113948A RU2336344C1 RU 2336344 C1 RU2336344 C1 RU 2336344C1 RU 2007113948/02 A RU2007113948/02 A RU 2007113948/02A RU 2007113948 A RU2007113948 A RU 2007113948A RU 2336344 C1 RU2336344 C1 RU 2336344C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- leaching
- minerals
- concentrate
- ore
- Prior art date
Links
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 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.The invention relates to the metallurgy of copper, also the metallurgy of other non-ferrous metals, and in particular to methods for processing sulfide-oxidized copper ores, as well as intermediate products, tails and slags containing oxidized and sulfide minerals of non-ferrous metals.
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.World practice of processing copper ores shows that the degree of oxidation is the main factor affecting the choice of technological schemes and determining technological and technical and economic indicators of ore processing. Processing of copper ores is carried out either by purely hydrometallurgical technology (leaching process), or by flotation technology, or by combined schemes.
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.For the processing of sulfide-oxidized ores, technological schemes have been developed and are applied, which differ in the methods used for the extraction of metal from ore, the methods for extracting metal from leaching solutions, the sequence of extraction methods, the methods for separating solid and liquid phases, the organization of phase flows and the layout of operations. The set and sequence of methods in the technological scheme is determined in each specific case and depends, first of all, on the mineral forms of copper in the ore, the copper content in the ore, the composition and nature of the host minerals and ore rocks.
Известен ряд способов извлечения меди и переработки, включающих биоокисление, автоклавное выщелачивание, аммиачное выщелачивание, осаждение меди железным скрапом и т. д. (см. US 5919674, US 5895633, US 5403382, SU 1721106, RU 2149709, GB 1429490 и т.д.).A number of methods for copper extraction and processing are known, including biooxidation, autoclave leaching, ammonia leaching, copper precipitation with iron scrap, etc. (see US 5919674, US 5895633, US 5403382, SU 1721106, RU 2149709, GB 1429490, etc. .).
Все эти способы имеют различные недостатки - либо дороги, либо извлекают металл не полностью, либо экологически вредные.All these methods have various disadvantages - either expensive or not fully recovered metal, or environmentally harmful.
Известен способ извлечения меди из медьсодержащих материалов, заключающийся в измельчении до флотационной крупности, выщелачивании, разделении твердой и жидкой фаз продукта, экстракции жидкой фазы продукта с выделением рафината и медьсодержащего раствора экстрагента, неоднократном использовании рафината при выщелачивании (см. Абрамов А.А., Леонов С.Б. Обогащение руд цветных металлов, М.: Недра, 1991, с.137).A known method for the extraction of copper from copper-containing materials, which consists in grinding to flotation size, leaching, separation of the solid and liquid phases of the product, extraction of the liquid phase of the product with the release of raffinate and copper-containing extractant solution, repeated use of raffinate during leaching (see Abramov A.A., Leonov S.B. Enrichment of non-ferrous metal ores, M .: Nedra, 1991, p.137).
Недостатком известного способа является неполное извлечение меди, так как твердый остаток не подвергается дальнейшей обработке.The disadvantage of this method is the incomplete extraction of copper, since the solid residue is not subjected to further processing.
Наиболее близким по технической сути к заявленному способу является способ переработки медьсодержащих продуктов (RU 2179589, С22В 3/00, опублик. 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.The closest in technical essence to the claimed method is a method for processing copper-containing products (RU 2179589, C22B 3/00, published. 02.20.2002), including crushing and grinding of the initial product to a grain size exceeding the grain size required for flotation, leaching, separation solid and liquid phases of the leaching product while washing the solid phase with a portion of the extraction raffinate and water, regrinding the solid phase of the product with subsequent flotation, and the liquid phase of the product is subjected to extraction with isolated em copper-bearing extractant and a raffinate solution, wherein the raffinate is repeatedly used in the leaching and washing.
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 требует дальнейшей переработки, не достаточно высокое качество катодной меди из-за отсутствия операции осветления или фильтрования жидкой фазы перед экстракцией органическим экстрагентом.The disadvantages of the method are the high consumption of sulfuric acid and a significant amount of apparatus for leaching all of the ore, the separation of part of the copper in a marketable product — sulfide copper concentrate, in which copper has a lower cost than cathode copper and requires further processing, not high enough quality of cathode copper due to the lack of the operation of clarification or filtering of the liquid phase before extraction with an organic extractant.
В изобретении достигается следующий технический результат: снижение объемов переработки и объема аппаратов для выщелачивания, снижение расхода серной кислоты, повышение извлечения меди из руды, получение всей товарной продукции в виде катодной меди, повышение глубины переработки руды.The invention achieves the following technical result: reduction of processing volumes and volume of apparatus for leaching, reduction of sulfuric acid consumption, increase of copper extraction from ore, production of all marketable products in the form of cathode copper, increase of ore processing depth.
Дополнительным результатом является повышение экологичности получения катодной меди из медных концентратов.An additional result is to increase the environmental friendliness of obtaining cathode copper from copper concentrates.
Указанный технический результат достигается.The specified technical result is achieved.
Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд включает сухое дробление, измельчение руды до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотацию измельченной руды с выделением на первом этапе концентрата сульфидных минералов меди, из оставшейся руды на втором этапе концентрата окисленных минералов меди, обезвоживание обоих концентратов флотации, далее выщелачивание при перемешивании концентрата окисленных минералов меди раствором серной кислоты концентрацией 10-50 г/дм3 и выщелачивание при перемешивании концентрата сульфидных минералов меди в водном растворе серной кислоты концентрацией 10-80 г/дм3 при температуре 20-70°С с использованием озона и в присутствии ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3, последующее обезвоживание и промывку кеков выщелачивания, объединение растворов выщелачивания и промывки, освобождение объединенного раствора от твердых взвесей, экстракцию меди из растворов с получением катодной меди.The method of producing cathode copper from sulfide-oxidized copper ores includes dry crushing, grinding ore to a particle size of 60-95% class - 0.074 mm, flotation of crushed ore with the separation of concentrate sulfide minerals of copper in the first stage, from the remaining ore in the second stage of concentrate of oxidized copper minerals dehydration of both flotation concentrates, then leaching with stirring a concentrate of oxidized copper minerals with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-50 g / dm 3 and leaching with stirring a concentrate of sulfide m copper inerals in an aqueous solution of sulfuric acid with a concentration of 10-80 g / dm 3 at a temperature of 20-70 ° C using ozone and in the presence of ferric ions with a concentration of 2.0-15.0 g / dm 3 , subsequent dehydration and washing of cakes leaching, combining leaching and washing solutions, releasing the combined solution from solid suspensions, extracting copper from solutions to obtain cathode copper.
При этом флотацию осуществляют при значении рН 8,0-11,0.When this flotation is carried out at a pH of 8.0 to 11.0.
Кроме того, для выделения окисленных минералов меди на втором этапе флотации добавляют реагент-сульфидизатор.In addition, a reagent sulfidizer is added to isolate oxidized copper minerals in the second flotation step.
Также выщелачивание концентрата сульфидных минералов меди и концентрата окисленных минералов меди осуществляют при содержании твердой фазы 10-30%.Also, the leaching of a concentrate of sulfide minerals of copper and a concentrate of oxidized minerals of copper is carried out at a solids content of 10-30%.
При этом выщелачивание концентрата окисленных минералов меди осуществляют 0,5-2,0 часа, а концентрата сульфидных минералов меди 3,0-10,0 часов.In this case, the leaching of the concentrate of oxidized minerals of copper is carried out 0.5-2.0 hours, and the concentrate of sulfide minerals of copper 3.0-10.0 hours.
Кроме того, обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.In addition, the dehydration of leaching cakes is carried out by filtration.
Также промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.Also leaching of leaching cakes is carried out on the filter at the same time as dehydration.
При этом объединенные медьсодержащие растворы освобождаются от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.In this case, the combined copper-containing solutions are freed from solid suspensions before extraction by clarification and / or filtration.
Также экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция, в этом случае образующийся при жидкостной экстракции рафинат используют для выщелачивания концентратов и промывке кеков выщелачивания концентратов.Copper extraction is also carried out by the method of liquid extraction - electroextraction, in which case the raffinate formed during liquid extraction is used to leach concentrates and wash the concentrate leach cakes.
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.In sulfide-oxidized copper ores, oxidized copper minerals are present, for example malachite, brocanthite, azurite, and copper sulfide minerals - chalcopyrite, chalcosine, bornite, covelin, as well as waste rock, in particular containing minerals that interact with sulfuric acid.
Сухое дробление руды снижает расход воды и электроэнергии на рудоподготовку, снижает размеры хвостохранилища.Dry ore crushing reduces the consumption of water and electricity for ore preparation, reduces the size of the tailings.
Извлечение сульфидных и окисленных минералов меди в отдельные концентраты производится флотационным обогащением. Для флотационного обогащения дробленая руда измельчается до крупности, необходимой для раскрытия поверхности минералов 60-95% класса - 0,074 мм.Extraction of sulfide and oxidized copper minerals into individual concentrates is carried out by flotation enrichment. For flotation concentration, crushed ore is crushed to the size necessary to reveal the surface of minerals of 60-95% class - 0.074 mm.
Совместная (коллективная) флотация окисленных и сульфидных минералов с предварительной сульфидизацией поверхности окисленных минералов проводится только при невысокой степени окисления руды, т.е. 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, усложнению схем флотации и невысокому извлечению. 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.Joint (collective) flotation of oxidized and sulfide minerals with preliminary sulfidization of the surface of oxidized minerals is carried out only at a low degree of ore oxidation, i.e. when the content of oxidized minerals in the ore is up to 30%, in this case, the ore belongs to the technological type sulfide. The use of collective flotation for mixed ores (the content of oxidized minerals is from 30% to 70%) leads to the production of low-quality collective concentrate, problems in the processing of collective concentrate, complication of flotation schemes and low recovery. The low technological results of collective flotation are determined by the different flotation properties of oxidized and sulfide minerals of copper and, accordingly, the impossibility of combining at the same time the optimal flotation conditions of oxidized and sulfide minerals of copper to obtain a high-quality concentrate.
В данном изобретении сначала из измельченной руды производится флотационное выделение сульфидного концентрата, затем добавляется сульфидизатор и производится флотационное выделение окисленных минералов меди в другой концентрат - окисленных минералов меди. Высокое извлечение в медные концентраты и получение отвальных хвостов обеспечивается при значении рН 8,0-11,0.In the present invention, first, sulfide concentrate is flotated from the crushed ore, then a sulfidizer is added and the oxidized copper minerals are flotated to another concentrate — oxidized copper minerals. High recovery in copper concentrates and the production of tailings is provided at a pH of 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.When the copper content in ore is several percent by flotation, the volume of mineral raw materials is reduced by 10 times, while most of the acid-absorbing waste remains in the flotation tailings and does not enter the leach. Thus, the size of the leaching apparatus is reduced by 10 times and also the consumption of sulfuric acid for leaching.
Для обезвоживания руды и продуктов обогащения минерального сырья 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.Filtering equipment and centrifuges (filtering and precipitation), dewatering screens, arc sieves, etc. are used to dehydrate ore and mineral processing products. Products with a particle size of 1.0-4.0 mm are dehydrated on filter centrifuges and belt vacuum filters.
Выщелачивание концентрата окисленных минералов меди раствором серной кислоты концентрацией 10-50 г/дм3 позволяет получить высокое извлечение меди за время 0,5-2,0 часов. Перемешивание интенсифицирует процесс выщелачивания.Leaching the concentrate of oxidized minerals of copper with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-50 g / dm 3 allows to obtain high copper recovery in a time of 0.5-2.0 hours. Stirring intensifies the leaching process.
Сульфидный медный концентрат является упорным продуктом и обычно перерабатывается пирометаллургическим методом. Основными недостатками использования пирометаллургии является высокий расход электроэнергии и образование газов и пыли, имеющих вредное воздействие на окружающую среду. В данном способе предусмотрена гидрометаллургическая переработка сульфидного концентрата. Таким образом, при переработке руды с получением катодной меди снижается вредное воздействие на окружающую среду.Sulphide copper concentrate is a refractory product and is usually processed by the pyrometallurgical method. The main disadvantages of using pyrometallurgy is the high energy consumption and the formation of gases and dust that have a harmful effect on the environment. This method provides for the hydrometallurgical processing of sulfide concentrate. Thus, when processing ore to produce cathode copper, the environmental impact is reduced.
Использование озона для выщелачивания меди из сульфидных концентратов в растворе серной кислоты является эффективным методом и экологически наиболее безвредным. Концентрация кислоты 10-80 г/дм3 обеспечивает реакции взаимодействия озона трехвалентного железа с сульфидными минералами.The use of ozone for leaching copper from sulfide concentrates in a solution of sulfuric acid is an effective method and the most environmentally friendly. The acid concentration of 10-80 g / DM 3 provides the reaction of interaction of ferric ozone with sulfide minerals.
Условия - температура 20-70°С и присутствие ионов трехвалентного железа концентрацией от 2,0-15,0 г/дм3 увеличивает скорость процесса окисления озоном. Время выщелачивания зависит от состава минералов и условий процесса, в частности концентрации и расхода реагентов, температуры.Conditions - a temperature of 20-70 ° C and the presence of ferric ions with a concentration of 2.0-15.0 g / DM 3 increases the rate of ozone oxidation. Leaching time depends on the composition of the minerals and the process conditions, in particular the concentration and consumption of reagents, temperature.
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 его стоимость.The cost of copper in concentrate is almost half the cost of cathode copper. The processing of the concentrate by the hydrometallurgical method reduces the cost of electricity, transportation of a marketable product and increases its cost.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кеков выщелачивания. Наиболее эффективным способом является обезвоживание фильтрованием, в частности на ленточных фильтрах.For further processing of leaching products, leaching cakes are dehydrated. The most effective way is to dehydrate by filtration, in particular on belt filters.
Для наиболее полного извлечения меди кеки выщелачивания промываются водной фазой. Промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частности на фильтрах.For the most complete copper recovery, leach cakes are washed with an aqueous phase. Washing can be carried out simultaneously with dehydration of the leaching cake, in particular on filters.
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 производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.The solutions of the liquid phase of leaching concentrates and the washing water of the leaching cake of ore and concentrate to extract the copper contained in them are combined and freed from solid suspensions, which worsen the conditions for copper extraction and reduce the quality of the obtained cathode copper, especially when using the liquid extraction process with an organic extractant. Suspension can be released in the simplest way - clarification, as well as additional filtering.
Из объединенных растворов производится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.From the combined solutions, copper is extracted from copper-containing solutions to produce cathode copper.
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 производится электроэкстракция с получением катодной меди.A modern method for extracting copper from solutions is the method of liquid extraction with an organic cation exchange extractant. Using this method allows you to selectively extract and concentrate copper. After copper reextraction from the organic extractant, electroextraction is performed to obtain cathode copper.
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.The raffinate formed during the extraction of copper from sulfuric acid solutions contains sulfuric acid and a residual amount of copper. To rationally use the liquid phase and reduce copper losses, raffinate extraction is used to leach concentrates, and to wash concentrate leach cakes.
Примеры реализации способа.Examples of the method.
Пример 1.Example 1
Медная сульфидно-окисленная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, в которых 52% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 3 мм, измельчалась до крупности 65% класса - 0,074 мм.Copper sulfide-oxidized ore of the Udokan deposit, containing 2.1% copper, in which 52% of copper is in oxidized minerals, was dry crushed to a grain size of 3 mm, grinded to a grain size of 65% class - 0.074 mm.
Измельченная руда флотировалась при Т:Ж = 1:3, при добавлении извести до значения рН 8,5-9,0, вспенивателя и собирателя. Пенный продукт флотации содержал 24,8% меди в сульфидных минералах и 1,5% меди в окисленных минералах.The crushed ore was floated at T: L = 1: 3, with the addition of lime to a pH of 8.5-9.0, a blowing agent and a collector. The foamy flotation product contained 24.8% copper in sulfide minerals and 1.5% copper in oxidized minerals.
Далее в флотомашину с оставшейся рудой добавлялся сульфидизатор - сернистый натрий и производилась флотация окисленных минералов меди. Пенный продукт флотации содержал 22,6% меди в окисленных минералах меди.Then, a sulfidizer — sodium sulfide — was added to the flotation machine with the remaining ore, and flotation of oxidized copper minerals was carried out. The foam flotation product contained 22.6% copper in oxidized copper minerals.
Суммарный выход пенных продуктов составил 8,2%.The total yield of foam products was 8.2%.
Пенные продукты флотации обезвоживались на пресс-фильтре. Концентрат окисленных минералов меди выщелачивался в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, концентрации серной кислоты 30 г/дм3. За 1,0 час выщелачивания в раствор перешло 97% окисленных минералов меди.Foam flotation products were dehydrated on a press filter. The concentrate of oxidized copper minerals was leached in a vat with stirring at a solids content of 20% and a sulfuric acid concentration of 30 g / dm 3 . In 1.0 hour of leaching, 97% of the oxidized copper minerals passed into the solution.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 50 г/дм3 с использованием озона при температуре 60°С, концентрации ионов трехвалентного железа от 7,2 г/дм3. Концентрация озона составляла 150 г/дм3. Извлечение меди из концентрата за 6 часов выщелачивания составило 94%.The flotation concentrate was leached with stirring in an aqueous solution of sulfuric acid at a concentration of 50 g / dm 3 using ozone at a temperature of 60 ° C, the concentration of ferric ions from 7.2 g / dm 3 . The ozone concentration was 150 g / dm3. The extraction of copper from the concentrate for 6 hours of leaching was 94%.
После выщелачивания твердая фаза кеков выщелачивания отфильтровывалась на ленточном фильтре с одновременной промывкой сначала рафинатом экстракции и затем водой.After leaching, the solid phase of the leaching cakes was filtered on a belt filter, while being washed first with an extraction raffinate and then with water.
Жидкая фаза выщелачивания концентратов и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 6,9 г/дм3, значение рН 1,8.The liquid leach phase of the concentrates and the washings were combined and clarified. The combined liquid phase had a copper concentration of 6.9 g / dm 3 and a pH of 1.8.
Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракции меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 92,6%.The extraction of copper from the solutions was carried out by mixing with a solution of the organic extractant Lix, reextraction into a solution of sulfuric acid, electroextraction of copper from a copper-containing acid solution to obtain cathode copper. Through recovery of copper from ore by the method was 92.6%.
Пример 2.Example 2
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 3,1% меди, в которых 32% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом и измельчалась до крупности 70% класса - 0,074 мм.The copper ore of the Chineisk deposit, containing 3.1% copper, in which 32% of copper is in oxidized minerals, was crushed by the dry method and crushed to a particle size of 70% of the class - 0.074 mm.
Измельченная руда флотировалась при Т:Ж = 1:3, при добавлении извести до значения рН 9,0-9,5, вспенивателя и собирателя. Пенный продукт флотации содержал 26,1% меди в сульфидных минералах и 1,2% меди в окисленных минералах.The crushed ore was floated at T: L = 1: 3, with the addition of lime to a pH of 9.0-9.5, a blowing agent and a collector. The foamy flotation product contained 26.1% copper in sulfide minerals and 1.2% copper in oxidized minerals.
При добавлении в флотомашину сульфидизатора - сернистого натрия, производилась флотация окисленных минералов меди. Пенный продукт флотации содержал 19,8% меди в окисленных минералах меди.When sulfidizing agent - sodium sulfide was added to the flotation machine, oxidized copper minerals were flotated. The foamy flotation product contained 19.8% copper in oxidized copper minerals.
Суммарный выход пенных продуктов составил 12,6%.The total yield of foam products amounted to 12.6%.
Пенные продукты флотации обезвоживалась на пресс-фильтре. Концентрат окисленных минералов меди выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, концентрации серной кислоты 26 г/дм3. За 0,5 час выщелачивания в раствор перешло 95% окисленных минералов меди.Foam flotation products were dehydrated on a press filter. The concentrate of oxidized copper minerals was leached in a vat with stirring at a solids content of 20% and a sulfuric acid concentration of 26 g / dm 3 . In 0.5 hour of leaching, 95% of the oxidized copper minerals passed into the solution.
Флотационный концентрат выщелачивался при перемешивании в водном растворе серной кислоты концентрацией 70 г/дм3 с использованием озона при температуре 30°С, концентрации ионов трехвалентного железа от 6,5 г/дм3. Концентрация озона составляла 150 г/дм3. Извлечение меди из концентрата за 10 часов выщелачивания составило 92%.The flotation concentrate was leached with stirring in an aqueous solution of sulfuric acid at a concentration of 70 g / dm 3 using ozone at a temperature of 30 ° C, the concentration of ferric ions from 6.5 g / dm 3 . The ozone concentration was 150 g / dm 3 . The extraction of copper from the concentrate for 10 hours of leaching was 92%.
После выщелачивания твердая фаза кеков выщелачивания отфильтровывалась на ленточном фильтре с одновременной промывкой сначала рафинатом экстракции и затем водой.After leaching, the solid phase of the leaching cakes was filtered on a belt filter, while being washed first with an extraction raffinate and then with water.
Жидкая фаза выщелачивания концентратов и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 8,1 г/дм3, значение рН 1,8.The liquid leach phase of the concentrates and the washings were combined and clarified. The combined liquid phase had a copper concentration of 8.1 g / dm 3 and a pH of 1.8.
Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором в разбавителе органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракции меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91,8%.The extraction of copper from the solutions was carried out by mixing with a solution in the diluent of the organic extractant Lix, reextraction into a solution of sulfuric acid, electroextraction of copper from a copper-containing acid solution to obtain cathode copper. Through recovery of copper from ore by the method amounted to 91.8%.
Claims (11)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007113948/02A RU2336344C1 (en) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007113948/02A RU2336344C1 (en) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2336344C1 true RU2336344C1 (en) | 2008-10-20 |
Family
ID=40041243
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007113948/02A RU2336344C1 (en) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2336344C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111534687A (en) * | 2020-04-28 | 2020-08-14 | 西北矿冶研究院 | Copper oxide ore leaching method |
| CN114908252A (en) * | 2022-05-12 | 2022-08-16 | 中南大学 | Sulfide ore leaching method |
| CN115074527A (en) * | 2022-05-27 | 2022-09-20 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Method for treating copper-zinc mixed ore |
| CN115323170A (en) * | 2022-08-09 | 2022-11-11 | 沈阳有色冶金设计研究院有限公司 | Wet smelting method by combined treatment of flotation tailings containing copper oxide and cobalt and ore |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1429490A (en) * | 1973-10-09 | 1976-03-24 | Anglo Amer Corp South Africa | Leaching of oxidic copper materials using sulphurous acid solutions |
| US5698170A (en) * | 1995-11-22 | 1997-12-16 | Placer Dome, Inc. | Hydrometallurgical process for copper-containing materials |
| RU2178342C1 (en) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Method for processing copper containing products |
| RU2179589C1 (en) * | 2001-01-23 | 2002-02-20 | Панин Виктор Васильевич | Method of processing copper-containing products |
| CA2585045A1 (en) * | 2004-10-29 | 2006-05-11 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
-
2007
- 2007-04-16 RU RU2007113948/02A patent/RU2336344C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1429490A (en) * | 1973-10-09 | 1976-03-24 | Anglo Amer Corp South Africa | Leaching of oxidic copper materials using sulphurous acid solutions |
| US5698170A (en) * | 1995-11-22 | 1997-12-16 | Placer Dome, Inc. | Hydrometallurgical process for copper-containing materials |
| RU2178342C1 (en) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Method for processing copper containing products |
| RU2179589C1 (en) * | 2001-01-23 | 2002-02-20 | Панин Виктор Васильевич | Method of processing copper-containing products |
| CA2585045A1 (en) * | 2004-10-29 | 2006-05-11 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| WO2006049632A1 (en) * | 2004-10-29 | 2006-05-11 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111534687A (en) * | 2020-04-28 | 2020-08-14 | 西北矿冶研究院 | Copper oxide ore leaching method |
| CN114908252A (en) * | 2022-05-12 | 2022-08-16 | 中南大学 | Sulfide ore leaching method |
| CN115074527A (en) * | 2022-05-27 | 2022-09-20 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Method for treating copper-zinc mixed ore |
| CN115323170A (en) * | 2022-08-09 | 2022-11-11 | 沈阳有色冶金设计研究院有限公司 | Wet smelting method by combined treatment of flotation tailings containing copper oxide and cobalt and ore |
| CN115323170B (en) * | 2022-08-09 | 2024-01-09 | 沈阳有色冶金设计研究院有限公司 | Wet smelting method for combined treatment of flotation tailings containing copper oxide and cobalt and ore |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101698904B (en) | Method for extracting sulfide minerals of nonferrous metals and method for recycling sulfur in extracted filtered residues thereof | |
| US6537440B1 (en) | Processing copper sulphide ores | |
| CN105695745B (en) | A kind of low-grade matte slag metals resources comprehensive recycling process | |
| CA2618608A1 (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides | |
| WO2011143689A1 (en) | Method for the extraction and recovery of vanadium | |
| CN103555938A (en) | Dressing and smelting method for high-silt content copper oxide ores | |
| US9023313B2 (en) | System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials | |
| CN104017991A (en) | Process for efficiently and selectively separating copper in lead copper matte | |
| CN112195344A (en) | Method for extracting and recovering zinc from high leaching residue flotation tailing water | |
| RU2336344C1 (en) | Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores | |
| CN101760652B (en) | Technological method for treating refractory complex molybdenum ore by combined dressing and smelting process | |
| RU2336345C1 (en) | Method of production of cathode copper out of sulpide oxidised copper ores | |
| CN108239701B (en) | Method for comprehensively recovering lead and zinc in high-mud carbonate type lead-zinc oxide ore | |
| RU2428493C1 (en) | Procedure for extaction of metals from gold containing sulphide-oxidised copper ores | |
| RU2337160C1 (en) | Method of processing of sulphide oxidised copper ores | |
| CN105110300A (en) | Method for extracting manganese and sulfur from composite manganese mine containing manganese sulfide | |
| CN110564950B (en) | Refining method of copper-cobalt mixed ore | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| CN105523590A (en) | Method for preparing ferric chloride | |
| CN102703701B (en) | Method for treating cupric oxide or zinc oxide ores by adopting agitation ammonia leaching and infiltration basin ammonia leaching in combination | |
| CN114015871B (en) | Method for leaching nickel sulfide concentrate under mild pressure selectively | |
| RU2337159C1 (en) | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores | |
| RU2352401C2 (en) | Method of flotation extraction of sulphide concentrate from sulphide -oxidised copper ore | |
| CN111647750B (en) | Resource utilization method of tailings | |
| KR101603003B1 (en) | Method for separating nickel from material with low nickel content |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090417 |