RU2336345C1 - Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд - Google Patents
Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2336345C1 RU2336345C1 RU2007113949/02A RU2007113949A RU2336345C1 RU 2336345 C1 RU2336345 C1 RU 2336345C1 RU 2007113949/02 A RU2007113949/02 A RU 2007113949/02A RU 2007113949 A RU2007113949 A RU 2007113949A RU 2336345 C1 RU2336345 C1 RU 2336345C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- leaching
- ore
- cake
- concentrate
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 91
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 75
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 75
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 37
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title abstract 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 53
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 37
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 36
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 31
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 25
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 19
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 15
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 10
- CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N Ozone Chemical compound [O-][O+]=O CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 claims abstract description 7
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims abstract description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 3
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 28
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 9
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 9
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 7
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 6
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 6
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims description 5
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 5
- 238000005352 clarification Methods 0.000 claims description 4
- -1 iron ion Chemical class 0.000 claims description 4
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 claims description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 abstract description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 239000002253 acid Substances 0.000 abstract description 5
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 2
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 2
- 238000009867 copper metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000003643 water by type Substances 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 14
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 8
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 8
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 239000005749 Copper compound Substances 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 150000001880 copper compounds Chemical class 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 2
- 108091005950 Azurite Proteins 0.000 description 1
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- 241000907663 Siproeta stelenes Species 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 1
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 150000002892 organic cations Chemical group 0.000 description 1
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- GWBUNZLLLLDXMD-UHFFFAOYSA-H tricopper;dicarbonate;dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Cu+2].[Cu+2].[Cu+2].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O GWBUNZLLLLDXMD-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 1
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
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.
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.
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%.
Claims (8)
1. Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд, заключающийся в сухом дроблении и последующем измельчении до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивании руды при перемешивании и содержании твердой фазы 50-70%-ным раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3, обезвоживании и промывке кека выщелачивания руды, нейтрализации и измельчении кека выщелачивания до крупности 60-95% класса - 0,074 мм, флотации медных минералов из кека выщелачивания с получением флотационного концентрата, выщелачивании 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 концентрации от 2,0-15,0 г/дм3, обезвоживании и промывке кека выщелачивания концентрата, объединении жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды и жидкой фазы выщелачивания концентрата с промывными водами кека выщелачивания концентрата, освобождении полученного медьсодержащего объединенного раствора от твердых взвесей, экстракции меди из объединенного раствора с получением катодной меди.
2. Способ по п.1, в котором обезвоживание кеков выщелачивания осуществляют фильтрованием.
3. Способ по п.1, в котором промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.
4. Способ по п.1, в котором флотацию минералов меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0.
5. Способ по п.1, в котором объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.
6. Способ по п.1, в котором экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция.
7. Способ по п.6, в котором рафинат, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и концентрата.
8. Способ по п.6, в котором рафинат, образующийся при жидкостной экстракции, используют при промывке кека выщелачивания руды и концентрата.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007113949/02A RU2336345C1 (ru) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007113949/02A RU2336345C1 (ru) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2336345C1 true RU2336345C1 (ru) | 2008-10-20 |
Family
ID=40041244
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007113949/02A RU2336345C1 (ru) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2336345C1 (ru) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2439177C2 (ru) * | 2009-12-14 | 2012-01-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра |
| RU2604279C1 (ru) * | 2015-08-14 | 2016-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Байкальская горная компания" | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра |
| RU2623851C1 (ru) * | 2016-05-23 | 2017-06-29 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов |
| CN114318002A (zh) * | 2021-12-31 | 2022-04-12 | 中国瑞林工程技术股份有限公司 | 一种浸前预酸化置换脱水系统 |
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 (ru) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Способ переработки медьсодержащих продуктов |
| RU2179589C1 (ru) * | 2001-01-23 | 2002-02-20 | Панин Виктор Васильевич | Способ переработки медьсодержащих продуктов |
| 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 RU2007113949/02A patent/RU2336345C1/ru 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 (ru) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Способ переработки медьсодержащих продуктов |
| RU2179589C1 (ru) * | 2001-01-23 | 2002-02-20 | Панин Виктор Васильевич | Способ переработки медьсодержащих продуктов |
| 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 (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2439177C2 (ru) * | 2009-12-14 | 2012-01-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра |
| RU2604279C1 (ru) * | 2015-08-14 | 2016-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Байкальская горная компания" | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра |
| RU2623851C1 (ru) * | 2016-05-23 | 2017-06-29 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов |
| CN114318002A (zh) * | 2021-12-31 | 2022-04-12 | 中国瑞林工程技术股份有限公司 | 一种浸前预酸化置换脱水系统 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2016204728B2 (en) | Method for the Extraction and Recovery of Vanadium | |
| CN109234522B (zh) | 一种钴硫精矿综合回收处理方法 | |
| CN105296744B (zh) | 一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法 | |
| CN103555938B (zh) | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 | |
| CN105695745B (zh) | 一种低品位冰铜渣金属资源综合回收工艺 | |
| MX2008000888A (es) | Procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado de sulfuros de metales básicos. | |
| RU2178342C1 (ru) | Способ переработки медьсодержащих продуктов | |
| CN108754148A (zh) | 一种含铜、锰、钴、锌、镍重金属废渣再回收的处理方法 | |
| RU2336345C1 (ru) | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд | |
| CN101603125B (zh) | 一种镍液净化除杂的方法 | |
| JP2019065341A (ja) | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 | |
| RU2336344C1 (ru) | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд | |
| CN103805789B (zh) | 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法 | |
| RU2428493C1 (ru) | Способ извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд | |
| CN102634658A (zh) | 一种含钒石煤矿中伴生金属钼铜镍的浸出方法 | |
| CN105219965A (zh) | 利用含镍电镀污泥、镍废催化剂、废镍渣提取镍、铜的方法 | |
| RU2337160C1 (ru) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд | |
| CN103757198A (zh) | 从卡林型金矿中提取高纯度黄铁矿及毒砂的方法 | |
| CN115491518A (zh) | 氯化法生产硫酸镍和硫酸钴的方法 | |
| CN100371471C (zh) | 一种氧化镍矿的处理方法 | |
| CN105110300A (zh) | 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法 | |
| CN103993170A (zh) | 从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法 | |
| RU2439177C2 (ru) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра | |
| CN105399132B (zh) | 一种用黄铜炉渣和含锌烟道灰制备碱式氯化铜及碱式氯化锌的工艺 | |
| RU2352401C2 (ru) | Способ флотационного выделения сульфидного концентрата из сульфидно-окисленной медной руды |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090417 |