RU2418872C2 - Способ переработки смешанных медных руд - Google Patents
Способ переработки смешанных медных руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2418872C2 RU2418872C2 RU2009117573/02A RU2009117573A RU2418872C2 RU 2418872 C2 RU2418872 C2 RU 2418872C2 RU 2009117573/02 A RU2009117573/02 A RU 2009117573/02A RU 2009117573 A RU2009117573 A RU 2009117573A RU 2418872 C2 RU2418872 C2 RU 2418872C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- ore
- leaching
- flotation
- cake
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 107
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 99
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 98
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 35
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 73
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 67
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 61
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 32
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 31
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 22
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 12
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 11
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 10
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 9
- LMBWSYZSUOEYSN-UHFFFAOYSA-N diethyldithiocarbamic acid Chemical compound CCN(CC)C(S)=S LMBWSYZSUOEYSN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 6
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 5
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 claims description 5
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 claims description 4
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 claims description 4
- 229950004394 ditiocarb Drugs 0.000 claims description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 4
- -1 aeroflot Substances 0.000 claims description 3
- 238000005352 clarification Methods 0.000 claims description 3
- 239000010665 pine oil Substances 0.000 claims description 3
- OFLNOEMLSXBOFY-UHFFFAOYSA-K trisodium;dioxido-sulfanylidene-sulfido-$l^{5}-phosphane Chemical compound [Na+].[Na+].[Na+].[O-]P([O-])([S-])=S OFLNOEMLSXBOFY-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 3
- WTEVQBCEXWBHNA-YFHOEESVSA-N neral Chemical compound CC(C)=CCC\C(C)=C/C=O WTEVQBCEXWBHNA-YFHOEESVSA-N 0.000 claims 2
- WTEVQBCEXWBHNA-UHFFFAOYSA-N Citral Natural products CC(C)=CCCC(C)=CC=O WTEVQBCEXWBHNA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- WTEVQBCEXWBHNA-JXMROGBWSA-N citral A Natural products CC(C)=CCC\C(C)=C\C=O WTEVQBCEXWBHNA-JXMROGBWSA-N 0.000 claims 1
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 23
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 8
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 abstract description 5
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 4
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 16
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 16
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 12
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 9
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 8
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical group [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 5
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 4
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 3
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 2
- 229940116901 diethyldithiocarbamate Drugs 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 235000010213 iron oxides and hydroxides Nutrition 0.000 description 2
- 239000004407 iron oxides and hydroxides Substances 0.000 description 2
- 230000002045 lasting effect Effects 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M potassium;butoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCOC([S-])=S OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N sulfane sulfuric acid Chemical compound S.OS(O)(=O)=O YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000566515 Nedra Species 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004833 X-ray photoelectron spectroscopy Methods 0.000 description 1
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 description 1
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009867 copper metallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000855 fermentation Methods 0.000 description 1
- 230000004151 fermentation Effects 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 238000009396 hybridization Methods 0.000 description 1
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000008267 milk Substances 0.000 description 1
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 description 1
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 150000002892 organic cations Chemical group 0.000 description 1
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 238000001228 spectrum Methods 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002344 surface layer 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)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди. Способ переработки смешанных медных руд включает дробление и измельчение руды. Затем ведут выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 минут. После выщелачивания проводят обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды. Затем объединяют жидкую фазу выщелачивания руды с промывными водами и освобождают объединенный медьсодержащий раствор от твердых взвесей. Из медьсодержащего раствора извлекают медь с получением катодной меди. Из кека выщелачивания ведут флотацию медных минералов при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата. Технический результат заключается в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение. 7 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.
Description
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди, а также может быть использовано для переработки минеральных продуктов других цветных металлов.
Переработка медных руд ведется с применением выщелачивания или флотационного обогащения, а также по комбинированным технологиям. 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.
Для переработки смешанных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделением твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.
Известен способ извлечения меди, заключающийся в сухом дроблении руды до крупности 2, 4, 6 мм, выщелачивании с классификацией, последующей флотацией зернистой части руды и осаждением шламовой фракции медного концентрата губчатым железом из шламовой части руды (а.с. СССР N 45572, В03В 7/00, 31.01.36).
Недостатком способа является невысокое извлечение меди и качество медного продукта, для повышения которого требуются дополнительные операции.
Известен способ получения металлов, заключающийся в измельчении исходного материала до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимой для флотации, выщелачивании серной кислотой в присутствии железного скарба с последующим направлением твердых остатков для флотации осажденной на железном скарбе меди (DE 2602849 В1, С22В 3/02, 30.12.80).
Известен аналогичный способ переработки упорных окисленных медных руд профессора Мостовича (Митрофанов С.И. и др. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов, М., Недра, 1984, стр.50), заключающийся в выщелачивании окисленных медных минералов кислотой, цементации меди из раствора железным порошком, флотации цементной меди из кислого раствора с получением медного концентрата. Способ применен для переработки упорных окисленных руд Кальмакирского месторождения на Алмалыкском горно-металлургическом комбинате.
Недостатками этих способов является высокая стоимость реализации в связи с использованием железного скарба, который вступает в реакцию с кислотой, при этом увеличивается расход как серной кислоты, так и железного скарба; низкое извлечение меди цементацией железным скарбом и флотацией цементных частиц. Способ не применим для переработки смешанных руд и флотационного выделения сульфидных медных минералов.
Наиболее близким к заявленному способу по технической сути является способ переработки сульфидно-окисленных медных руд (Патент РФ №2337159 приоритет 16.04.2007), включающий дробление и измельчение руды до крупности 1,0-4,0 мм, выщелачивание в течение 0,5-2,0 часов измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 при перемешивании, содержании твердой фазы 50-70%, обезвоживание и промывку кека выщелачивания, его измельчение, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды, освобождение от твердых взвесей и извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из измельченного кека выщелачивания в щелочной среде с реагентом-регулятором с получением флотационного концентрата.
Недостатками способа являются большой расход реагентов-регуляторов среды для проведения флотации в щелочной среде, недостаточно высокое извлечение меди при флотации из-за оксидных медных минералов, поступающих после выщелачивания крупных частиц, экранирования минералов меди реагентом-регулятором среды, большой расход собирателей для флотации.
В изобретении достигается технический результат, заключающийся в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение.
Указанный технический результат достигается способом переработки смешанных медных руд, включающим дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительностью 10-60 минут, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.
Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что измельчение руды ведут до крупности составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм до 50-70% класса минус 0,074 мм.
Также промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.
Кроме того, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.
Предпочтительно флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.
Также извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.
Кроме того, рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
А также отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
Скорость и эффективность выщелачивания минералов меди из руды зависит от крупности частиц руды: чем меньше крупность частиц, тем минералы более доступны для выщелачивания, быстрее и в большей степени растворяются. Для выщелачивания измельчение руды осуществляется до крупности немного больше, чем для флотационного обогащения, т.е. от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм, так как после выщелачивания размер частиц уменьшается. Содержание класса крупности при измельчении руды зависит от минерального состава руды, в частности от степени окисленности минералов меди.
После выщелачивания руды осуществляется флотация минералов меди, эффективность которой также зависит от крупности частиц - плохо флотируются крупные частицы и самые мелкие частицы - шламы. При выщелачивании измельченной руды шламовые частицы полностью выщелачиваются, а наиболее крупные уменьшаются в размерах, в результате крупность частиц без проведения дополнительного измельчения соответствует крупности материала требуемой для эффективной флотации частиц минералов.
Перемешивание при выщелачивании измельченной руды обеспечивает повышение скорости массообменных физико-химических процессов, при этом увеличивается извлечение меди в раствор и уменьшается продолжительность процесса.
Выщелачивание измельченной руды эффективно проводится при содержании твердой фазы от 10 до 70%. Увеличение содержания руды при выщелачивании до 70% позволяет повысить производительность процесса, концентрацию серной кислоты, создает условия для трения частиц между собой и их измельчения, а также позволяет уменьшить объем аппаратов для выщелачивания. Выщелачивание при высоком содержании руды приводит к высокой концентрация меди в растворе, что снижает движущую силу растворения минералов и скорость выщелачивания, по сравнению с выщелачиванием при низком содержании твердой фазы.
Выщелачивание руды крупностью минус 0,1-0,074 мм раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 в течение 10-60 минут позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов и вторичных сульфидов меди. Скорость растворения окисленных минералов меди в растворе серной кислоты концентрации 10-40 г/дм3 высокая. После выщелачивания измельченной смешанной медной руды продолжительностью 5-10 минут содержание труднофлотируемых окисленных минералов в руде значительно снижается и составляет менее 30%, таким образом она переходит в технологический сорт сульфидная. Извлечение минералов меди, оставшихся в кеке выщелачивания, можно производить в режиме флотации сульфидных минералов. В результате сернокислотного выщелачивания измельченной смешанной медной руды практически полностью растворяются окисленные минералы меди и до 60% вторичные сульфиды меди. Содержание меди в кеке выщелачивания и нагрузка на флотационное обогащение кека выщелачивания значительно снижаются и соответственно снижается и расход флотореагентов - собирателей.
Предварительная сернокислотная обработка сульфидно-окисленных медных руд позволяет не только удалить труднофлотируемые окисленные минералы меди, но и очистить поверхность сульфидных минералов от окислов и гидроокислов железа, изменить состав поверхностного слоя таким образом, что флотируемость минералов меди повышается. Методом рентгеновской фотоэлектронной спектроскопии установлено, что в результате сернокислотной обработки сульфидов меди происходит изменение элементного и фазового состава поверхности минералов, влияющее на их флотационное поведение - содержание серы повышается в 1,44 раза, меди в 4 раза, а содержание железа снижается в 1,6 раза. Соотношение фаз серы на поверхности после сернокислотной обработки вторичных сульфидов меди существенно изменяется: доля элементной серы возрастает с 10 до 24 % от общей серы, доля сульфатной серы - с 14 до 25 % (см. чертеж: спектры серы S2p (тип гибридизации электронных орбиталей, характеризующийся определенной энергией связи) поверхности сульфидов меди, А - без обработки, Б - после сернокислотной обработки, 1 и 2 - сера в сульфидах, 3 - элементная сера, 4, 5 - сера в сульфатах). С учетом повышения общей серы на поверхности минералов содержание элементной серы возрастает в 3,5 раза, сульфатной серы в 2,6 раза. Исследования состава поверхности также показывают, что в результате сернокислотной обработки содержание оксида железа Fе2О3 на поверхности снижается и увеличивается содержание сульфата железа, снижается содержание сульфида меди Cu2S и возрастает содержание сульфата меди.
Таким образом, при выщелачивании измельченной смешанной медной руды происходит изменение состава поверхности сульфидных минералов меди, влияющего на их флотационные качества, в частности:
- повышается содержание на поверхности сульфидных минералов меди элементной серы, обладающей гидрофобными свойствами, что позволяет снизить расход собирателей для флотации медных сульфидных минералов;
- поверхность минералов меди очищается от оксидов и гидрооксидов железа, экранирующих поверхность минералов, поэтому уменьшается взаимодействие минералов с собирателем.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека выщелачивания, которое может быть объединено с промывкой кека выщелачивания, например, на ленточных фильтрах, от содержащейся во влаге кека меди. Для обезвоживания и промывки кека выщелачивания руды применяется разнообразное фильтровальное оборудование, например фильтрующие центрифуги и ленточные вакуум-фильтры, а также осадительные центрифуги и т.д.
Раствор выщелачивания руды и промывные воды кека выщелачивания руды для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, так как они 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 осветленного медьсодержащего раствора выщелачивания руды и промывки кека выщелачивания производится экстракция меди с получением катодной меди. Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использованием этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь в растворе. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.
При жидкостной экстракции меди из сернокислых растворов органическим экстрагентом образуется рафинат экстракции, который содержит 30-50 г/дм3 серной кислоты и 2,0-5,0 г/дм3 меди. Для снижения расхода кислоты на выщелачивание и потерь меди, а также рационального водооборота в технологической схеме рафинат экстракции используют для выщелачивания и для промывки кека выщелачивания. При этом концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.
При электролизе меди из очищенных от примесей, например железа, и концентрированных при жидкостной экстракции медьсодержащих растворов образуется отработанный электролит, с концентрацией 150-180 г/дм3 серной кислоты и 25-40 г/дм3 меди. Так же как и рафинат экстракции использование отработанного электролита для выщелачивания и промывки кека выщелачивания позволяет снизить расход свежей кислоты на выщелачивание, потери меди, и рационально использовать водную фазу в технологической схеме. При использовании отработанного электролита на промывку концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.
Измельчение после выщелачивания для флотационного выделения минералов меди не требуется, так как в процессе выщелачивания частицы уменьшаются в размерах и крупность кека выщелачивания соответствует флотационной 60-95% класса минус 0,074 мм.
В России для флотационного обогащения медных минералов используют щелочную среду, что определяется преимущественным применением в качестве собирателей ксантогенатов, которые, как известно, разлагаются в кислых условиях, и, в некоторых случаях, необходимостью депрессии пирита. Для регулирования среды при щелочной флотации в промышленности чаще всего применяют известковое молоко как наиболее дешевый реагент, позволяющий повысить рН до сильнощелочных значений. Поступающий в пульпу флотации с известковым молоком кальций в некоторой степени экранирует поверхность минералов, что снижает их флотируемость, повышает выход продуктов обогащения и снижает их качество.
При переработке смешанных медных руд Удоканского месторождения измельченная руда после сернокислотной обработки промывается от ионов меди кислым рафинатом экстракции, отработанным электролитом и водой. В результате влага кеков выщелачивания имеет кислую среду. Для последующей флотации медных минералов в щелочных условиях необходима промывка большим расходом воды и нейтрализация большим расходом извести, что увеличивает затраты на переработку. Поэтому целесообразно флотационное обогащение сульфидных медных минералов после сернокислотного выщелачивания осуществлять в кислой среде, при значении рН 2,0-6,0 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.
Исследованиями показано, что в основной флотации медных минералов из кеков сернокислотного выщелачивания при снижении значения рН содержание меди в концентрате основной флотации постепенно повышается с 5,44% (рН 9) до 10,7% (рН 2) при уменьшении выхода с 21% до 10,71% и снижении извлечения с 92% до 85% (таблица 1).
| Таблица 1 | |||||
| Пример обогащения кеков сернокислотного выщелачивания медной руды Удоканского месторождения при различных значениях рН | |||||
| рН | Продукты | Выход | Содержание меди, % | Извлечение меди, % | |
| г | % | ||||
| 2 | Концентрат основной флотации | 19,44 | 10,71 | 10,77 | 85,07 |
| Концентрат контрольной флотации | 38,88 | 21,42 | 0,66 | 10,43 | |
| Хвосты | 123,18 | 67,87 | 0.09 | 4,5 | |
| Исходная руда | 181,50 | 100,00 | 1,356 | 100,00 | |
| 4 | Концентрат основной флотации | 24,50 | 12,93 | 8,90 | 87,48 |
| Концентрат контрольной флотации | 34,80 | 18,36 | 0,56 | 7,82 | |
| Хвосты | 130,20 | 68,71 | 0,09 | 4,70 | |
| Исходная руда | 189,50 | 100,00 | 1,32 | 100,00 | |
| 5 | Концентрат основной флотации | 32,20 | 16,51 | 8,10 | 92,25 |
| Концентрат контрольной флотации | 17,70 | 9,08 | 0,50 | 3,13 | |
| Хвосты | 145,10 | 74,41 | 0,09 | 4,62 | |
| Исходная руда | 195,00 | 100,00 | 1,45 | 100,00 | |
| 6 | Концентрат основной флотации | 36,70 | 18,82 | 7,12 | 92,89 |
| Концентрат контрольной флотации | 16,00 | 8,21 | 0,45 | 2,56 | |
| Хвосты | 142,30 | 72,97 | 0,09 | 4,55 | |
| Исходная руда | 195,00 | 100,00 | 1,44 | 100,00 | |
| 7 | Концентрат основной флотации | 35,80 | 19,02 | 6,80 | 92,40 |
| Концентрат контрольной флотации | 15,40 | 8,18 | 0,41 | 2,40 | |
| Хвосты | 137,00 | 72,79 | 0,10 | 5,20 | |
| Исходная руда | 188,20 | 100,00 | 1,40 | 100,00 | |
| 8 | Концентрат основной флотации | 37,60 | 19,17 | 6,44 | 92,39 |
| Концентрат контрольной флотации | 14,60 | 7,45 | 0,38 | 2,12 | |
| Хвосты | 143,90 | 73,38 | 0,10 | 5,49 | |
| Исходная руда | 196,10 | 100,00 | 1,34 | 100,00 | |
| 9 | Концентрат основной флотации | 42,70 | 21,46 | 5,44 | 92,26 |
| Концентрат контрольной флотации | 14,30 | 7,19 | 0,37 | 2,10 | |
| Хвосты | 142,00 | 71,36 | 0,10 | 5,64 | |
| Исходная руда | 199,00 | 100,00 | 1,27 | 100,00 | |
При контрольной флотации чем ниже значение рН, тем содержание меди в концентрате, выход и извлечение больше. Выход концентрата контрольной флотации в кислой среде большой (18,36%), с повышением значения рН выход этого концентрата снижается до 7%. Извлечение меди в суммарный концентрат основной и контрольной флотации во всем диапазоне исследованных значений рН практически одинаково и составляет около 95%. Извлечение флотацией при более низком значении рН выше по сравнению с извлечением меди при более высоком значении рН, что объясняется большим выходом в концентраты в кислых условиях флотации.
После сернокислотной обработки руды скорость флотации сульфидных медных минералов повышается, время основной и контрольной флотации составляет всего 5 мин в отличие от времени флотации руды -15-20 мин. Скорость флотации сульфидов меди значительно больше, чем скорость разложения ксантогената при низких значениях рН. Лучшие результаты флотационного обогащения достигаются использованием нескольких собирателей из ряда бутиловый ксантогенат калия, дитиофосфат натрия, диэтилдитиокарбамат натрия (ДЭДТК), аэрофлот, сосновое масло.
По остаточной концентрации ксантогената после взаимодействия с сульфидами меди экспериментально определено, что на поверхности минералов, подвергнутых сернокислотной обработке, ксантогената сорбируется в 1,8÷2,6 раза меньше, чем на поверхности без обработки. Этот экспериментальный факт согласуется с данными возрастания содержания элементной серы на поверхности сульфидов меди после сернокислотной обработки, что, как известно, повышает ее гидрофобность. Исследования пенной флотации вторичных сульфидов меди показали (автореферат диссертации «Физико-химические основы комбинированной технологии переработки медных руд Удоканского месторождения» Крылова Л.Н.»), что сернокислотная обработка приводит к повышению извлечения меди в концентрат на 7,2÷10,1%, выхода твердой фазы на 3,3÷5,5% и содержания меди в концентрате на 0,9÷3,7%.
Изобретение поясняется примерами реализации способа:
Пример 1
Смешанная медная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, из которых 46,2% находятся в окисленных минералах меди, дробилась, измельчалась до крупности 90% класса минус 0,1 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, исходной концентрации серной кислоты 20 г/дм3 с поддержанием концентрации серной кислоты на уровне 10 г/дм3 в течение 30 минут. Для выщелачивания использовался рафинат экстракции и отработанный электролит. Кек выщелачивания обезвоживался на вакуумном фильтре и промывался на ленточном фильтре рафинатом экстракции и водой.
Флотационное обогащение кека сернокислотного выщелачивания проводили при рН 5,0 с использованием в качестве собирателей бутилового ксантогената калия и диэтилдитиокарбамата натрия (ДЭДТК) в количестве на 16% меньше, чем для флотации измельченного кека выщелачивания медной руды крупностью 1-4 мм. В результате флотационного обогащения извлечение меди в суммарный сульфидный медный концентрат составило 95,1%. Известь для флотационного обогащения не использовалась, которая при щелочной флотации кека выщелачивания расходуется в количестве до 1200 г/т руды.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX 984N, электролизом меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91,4%.
Пример 2
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 1,4% меди, в которых 54,5% находятся в окисленных минералах меди, дробилась и измельчалась до крупности 50% класса минус 0,074 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, исходной концентрации серной кислоты 40 г/дм3 с использованием отработанного электролита. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на ленточном фильтре сначала отработанным электролитом и рафинатом экстракции, затем водой. Кек выщелачивания без доизмельчения обогащали флотацией при рН 3,0 с использованием ксантогената и аэрофлота с расходом (общий расход 200 г/т) более низким, чем при флотации руды (расход собирателя 350-400 г/т). Извлечение меди в сульфидный медный концентрат составило 94,6%.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды кека выщелачивания объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 90,3%.
Claims (8)
1. Способ переработки смешанных медных руд, включающий дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 мин, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.
2. Способ по п.1, в котором измельчение руды ведут до крупности, составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм.
3. Способ по п.1, в котором промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.
4. Способ по п.1, в котором объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.
5. Способ по п.1, в котором флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.
6. Способ по п.1, в котором извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.
7. Способ по п.6, в котором рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
8. Способ по п.6, в котором отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009117573/02A RU2418872C2 (ru) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Способ переработки смешанных медных руд |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009117573/02A RU2418872C2 (ru) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Способ переработки смешанных медных руд |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2009117573A RU2009117573A (ru) | 2010-11-20 |
| RU2418872C2 true RU2418872C2 (ru) | 2011-05-20 |
Family
ID=44058019
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009117573/02A RU2418872C2 (ru) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Способ переработки смешанных медных руд |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2418872C2 (ru) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3697400A (en) * | 1971-02-17 | 1972-10-10 | American Cyanamid Co | Recovering metals by extraction with a quinaldinic acid and electrowinning from the stripped chelate |
| US5795465A (en) * | 1994-07-15 | 1998-08-18 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| 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 |
| WO2005007902A1 (en) * | 2003-07-17 | 2005-01-27 | Outokumpu Technology Oy | Method for producing concentrates |
| RU2337159C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-10-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд |
-
2009
- 2009-05-12 RU RU2009117573/02A patent/RU2418872C2/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3697400A (en) * | 1971-02-17 | 1972-10-10 | American Cyanamid Co | Recovering metals by extraction with a quinaldinic acid and electrowinning from the stripped chelate |
| US5795465A (en) * | 1994-07-15 | 1998-08-18 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| 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 |
| WO2005007902A1 (en) * | 2003-07-17 | 2005-01-27 | Outokumpu Technology Oy | Method for producing concentrates |
| RU2337159C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-10-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2009117573A (ru) | 2010-11-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2016204728B2 (en) | Method for the Extraction and Recovery of Vanadium | |
| RU2350396C2 (ru) | Способ флотационного обогащения кека серно-кислотного выщелачивания медной руды | |
| AU2001267220B2 (en) | Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method | |
| CN1126498A (zh) | 从硫化物原料回收金属 | |
| CN103555938A (zh) | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 | |
| AU2001267220A1 (en) | Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method | |
| US8900535B2 (en) | Production of zinc sulphate concentrates from a dilute zinc sulphate solution | |
| JP2010229542A (ja) | 含銅物からの黄鉄鉱の分離方法 | |
| RU2428493C1 (ru) | Способ извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд | |
| JP5774374B2 (ja) | 砒素鉱物を含む含銅物からの砒素鉱物の分離方法 | |
| RU2336345C1 (ru) | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд | |
| RU2336344C1 (ru) | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд | |
| US4292281A (en) | Selective leaching of chloride from copper oxide minerals | |
| EP0067619B1 (en) | Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit | |
| RU2352401C2 (ru) | Способ флотационного выделения сульфидного концентрата из сульфидно-окисленной медной руды | |
| RU2443791C1 (ru) | Способ кондиционирования цианидсодержащих оборотных растворов переработки золотомедистых руд с извлечением золота и меди и регенерацией цианида | |
| RU2439177C2 (ru) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд с извлечением меди и серебра | |
| RU2337160C1 (ru) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд | |
| RU2418872C2 (ru) | Способ переработки смешанных медных руд | |
| CN114350945B (zh) | 一种铀钼矿湿法冶炼钼反萃取三相物分离、回收方法 | |
| RU2337159C1 (ru) | Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд | |
| CN115338027A (zh) | 一种提高氧化率波动的铜钴混合矿回收率的选冶联合方法 | |
| CN115921099B (zh) | 一种含氧化铜的铜钼矿综合回收方法 | |
| RU2802606C1 (ru) | Способы подготовки продукта бактериального окисления к гидрометаллургической переработке | |
| RU2802041C1 (ru) | Способ подготовки продукта бактериального окисления к гидрометаллургической переработке (варианты) |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160513 |