способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо

Формула изобретения

1. Способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо, включающий двухстадиальное выщелачивание концентратов сульфатным медным раствором с получением цементата и коллективных растворов никеля, кобальта и железа, получение из сернокислотных медных растворов катодной меди и нерастворимого остатка, содержащего драгоценные металлы, отличающийся тем, что на первой стадии выщелачивание осуществляют сульфатным медным раствором в присутствии хлор-иона в количестве 0,02-2,5 г/л при температуре не менее 60^oС, перед второй стадией выщелачивания цементат подвергают обессериванию кислородосодержащим газом при температуре 800-1300^oС с получением рафинированного от серы продукта, который затем растворяют при атмосферном давлении в сернокислотных растворах или продувают углеводородным топливом.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что цементат обессеривают при температуре 800-1100^oС, полученный огарок выщелачивают оборотными сернокислотными растворами до образования сульфатных медных растворов и нерастворимого остатка, содержащего драгоценные металлы.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что цементат обессеривают при температуре 1150-1300^oС, полученный медный сплав продувают углеводородным топливом до образования рафинированной анодной меди.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способам переработки медных сульфидных концентратов, образующихся при флотационном разделении медно-никелевых файнштейнов, и может быть использовано для переработки рудных сульфидных медных концентратов и файнштейнов.

Известен способ (Уткин Н.И. Производство цветных металлов. - М.: Интернет Инжиниринг, 2000, с.119) переработки рудных медных сульфидных концентратов, содержащих железо, включающий плавку на медный штейн с отделением пустой породы в шлак, конвертирование штейна на черновую медь с отделением железа в конвертерные шлаки, огневое рафинирование черновой меди до анодного металла, электролитическое рафинирование анодного металла с получением катодного никеля и нерастворимого остатка, содержащего драгоценные металлы.

Известен способ (Мечев В.В Конвертирование медных никельсодержащих штейнов. - М. : Металлургия, 1973, с. 9) переработки медного сульфидного концентрата от флотационного разделения медно-никелевых файнштейнов, содержащих никель, кобальт и железо, включающий плавку на медный штейн с отделением примесей пустой породы в шлак, конвертирование медного штейна с получением черновой меди и отделением никеля, кобальта и железа в конвертерные шлаки, плавку шлака с медно-никелевым рудным концентратом на медно-никелевый штейн, конвертирование медно-никелевого штейна с получением файнштейна, флотационное разделение файнштейна с получением вторичного медного концентрата и извлечением никеля, кобальта в никелевый концентрат, а железа в конвертерные шлаки, рафинирование черновой меди до анодного металла, электролитическое рафинирование анодного металла.

Недостатками вышеописанных пирометаллургических способов являются высокие эксплуатационные затраты, многопередельность схем, низкое извлечение металлов, высокое содержание никеля в анодной меди и значительное количество оборотных медных шлаков.

Известен способ переработки медного сульфидного концентрата, содержащего никель, кобальт и железо, включающий окислительный обжиг медного концентрата, сернокислотное выщелачивание огарка оборотными растворами, автоклавное осаждение меди водородом, обработку медного порошка и прокалку его в ленту или в лист (Зашихина Т.Н., Белоглазова К.К., Набойченко С.С. Совершенствование технологических процессов производства никеля, кобальта и олова. Труды института Гипроникель, вып.62, 1975, c.110).

Недостатком известного обжигового способа является значительное количество образующегося нерастворимого остатка, содержащего драгоценные металлы, и загрязнение медных растворов никелем, кобальтом и железом, использование дорогостоящего автоклавного процесса восстановления меди водородом, значительный объем пылей обжига, возвращаемых повторно на обжиг, низкое прямое извлечение меди в готовую продукцию.

Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому способу является способ переработки сульфидных медных концентратов от флотационного разделения медно-никелевых файнштейнов, содержащих никель, кобальт и железо, включающий двухстадийное автоклавное выщелачивание медного концентрата. На первой стадии выщелачивание осуществляют в сульфатных медных растворах с получением цементата и коллективных растворов, содержащих никель, кобальт и железо. На второй стадии - окислительное выщелачивание цементата в сернокислых растворах при аэрации с получением сульфатных медных растворов и серного остатка, содержащего драгоценные металлы. Затем медные растворы подвергают электроэкстракции с получением катодной меди и оборотных сернокислотных растворов, направляемых на автоклавное растворение цементата. (Соболь С. И. и др. Автоклавная технология переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна. - М:, Металлургия, Сборник научных трудов института Гинцветмет, N 29, 1969, с.137-146.)

Известный способ переработки медного концентрата является дорогостоящим, в связи с применением автоклавных процессов для получения медных растворов; характеризуется значительным выходом нерастворимого серного остатка, содержащего драгоценные металлы, низким извлечением серы; усложняет переработку медных растворов из-за окисления сульфидов меди и накопления в растворе сульфат-иона; является энергоемким на первой стадии выщелачивания, не обеспечивает эффективного отделения никеля, кобальта и железа от меди на второй стадии выщелачивания.

Предлагаемый нами способ исключает вышеперечисленные недостатки и направлен на:

- повышение извлечения цветных, в том числе драгоценных металлов;

- селективное отделение никеля, кобальта и железа от меди;

- получение растворов меди с низким содержанием примесей никеля, кобальта и железа;

- снижение затрат на переработку;

- упрощение технологической схемы;

- получение концентрата драгоценных металлов.

В медно-никелевом производстве медные сульфидные концентраты, образующиеся при флотационном разделении медно-никелевых файнштейнов, содержат как основную составляющую сульфидный медный сплав; металлизированную фазу; примеси сплава сульфидов никеля, кобальта и железа, ассоциированные с металлизированной фазой и находящиеся на границах зерен сульфидов меди, а также примеси пустой породы. Благородные металлы содержатся в медном сульфидном сплаве, в коллективном сплаве сульфидов никеля, кобальта и железа, а также в металлизированной фазе.

Минералогический состав медных сульфидных концентратов и медно-никелевых файнштейнов, состав и содержание в них металлизированной фазы, а также параметры кристаллической решетки металлической фазы, сульфидов меди, никеля, кобальта и железа оказывают влияние на скорость выщелачивания и составы получаемых растворов и нерастворимых остатков.

В отличие от прототипа в предлагаемом нами способе выщелачивание медного концентрата на первой стадии ведут сульфатным медным раствором, содержащим хлор-ион в количестве 0,02-2,5 г/л при температуре не менее 60^oC. Перед второй стадией выщелачивания цементат подвергают обессериванию кислородосодержащим газом при температуре 800-1300^oC и получают рафинированный от серы продукт, который затем растворяют при атмосферном давлении в сернокислотных растворах или продувают углеводородным топливом.

Причем, при температуре обессеривания 800-1100 градусов С получают оксид меди (огарок), который затем растворяют в сернокислотных растворах при атмосферном давлении до образования сульфатных медных растворов и нерастворимого остатка-концентрата драгоценных металлов. При температуре обессеривания 1150-1300 градусов С получают сплав меди, который продувают углеводородным топливом до образования рафинированной анодной меди.

Процесс осуществляют следующим образом. Предварительно медный концентрат распульповывают в медном сульфатном растворе, содержащем 0,02-2,5 г/л хлор-иона. Пульпу закачивают в высокотемпературный реактор и включают мешалку. Процесс ведут при температуре 60-180^oC до получения цементата, содержащего не более 1,9% никеля, что соответствует переводу в раствор основной массы никеля, кобальта и железа, при этом медь, содержащаяся в растворе, в результате цементационных реакций (1) и (2) замещается на эквивалентное количество никеля, кобальта и железа.

Cu⁺²+Me(Ni, Co, Fe)---> Cu⁰+Me⁺²(Ni,Co,Fe) (1)

Cu⁺²+MeS(Ni, Co, Fe)---> CuS+Me⁺²(Ni, Co, Fe) (2)

Остаток выщелачивания медного концентрата, Cu⁰ и нерастворимый осадок CuS, получаемые в результате реакций (1) и (2), образуют цементат.

При содержании хлор-иона в медном растворе менее 0,02 г/л вследствие пассивации никеля, содержащегося в металлизированной фазе, значительно снижается скорость реакции (1) и соответственно остаток выщелачивания загрязняется никелем, кобальтом и железом из-за прекращения растворения металлизированного сплава. Кроме того, замедляется растворение никеля, кобальта и железа из сульфидов по реакции (2) из-за снижения активности образующихся катионов никеля, кобальта и железа, а также уменьшения скорости их вывода из частиц медного концентрата через цементную пленку Cu⁰ и CuS.

При повышении содержания хлор-иона в медном сульфатном растворе более 2,5 г/л скорость реакций (1) и (2) изменяется незначительно и дальнейшее его повышение практического значения для цементационного выщелачивания не имеет.

Содержание хлор-иона в растворе в пределах 0,02-2,5 г/л обеспечивает наиболее оптимальную скорость выщелачивания, содержание никеля, кобальта и железа в цементате снижается, процесс выщелачивания идет при более низких температурах, что является существенным и позволяет снизить энергозатраты.

Температуру раствора при выщелачивании необходимо поддерживать на менее 60^oC, т. к. при более низкой температуре процесс выщелачивания резко замедляется и селективное отделение никеля, кобальта и железа становится не эффективным.

Цементат отделяют от коллективного раствора, содержащего никель, кобальт и железо, фильтрованием. Раствор направляют в никель-кобальтовое производство на переработку, а цементат обессеривают кислородосодержащим газом при температуре 800-1300^oC для получения рафинированного от серы оксида меди или сплава меди.

Ведение процесса обессеривания при температуре ниже 800 градусов С приводит к образованию пылей обжига с высоким содержанием серы, а в остатках выщелачивания возрастает содержание меди и снижается извлечение меди в раствор.

Повышение температуры более 1300^oC увеличивает затраты на переработку медного концентрата, увеличивает растворимость кислорода в медном сплаве и расход углеводородного топлива на раскисление.

Для получения оксидов меди цементат шнековым питателем загружают в печь кипящего слоя. Температура в слое поддерживается 800-1100^oC. Через газораспределительную решетку подины подают кислородосодержащий газ в количестве, необходимом для окисления серы, содержащейся в цементате, до сернистого газа.

В результате экзотермической реакции окисления сульфидов меди, никеля, кобальта и железа, а также металлической фазы цементата образуются соответствующие оксиды металлов. Доля кислоторастворимых оксидов никеля, кобальта и железа составляет, %: Ni 8-12, Co 12-15, Fe 22-30, при извлечении меди в раствор не менее 90%, что обеспечивает на второй стадии выщелачивания селективное отделение никеля, кобальта и железа от меди.

Далее через отверстие в подине выгружают огарок, а из пылеуловителей, установленных в газоходе, выгружают пыли. Очищенный от пыли газ, содержащий сернистый ангидрид, направляют на производство серной кислоты. Физическое тепло огарка, пыли и отходящих газов, посредством теплообменных устройств, используется для подогрева растворов выщелачивания первой и второй стадии.

Огарок и пыли выщелачивают в сернокислотном растворе (оборотном растворе ванн электроэкстракции меди). В реактор, оборудованный мешалкой, подогревом, аэрацией закачивают сернокислый раствор, включают мешалку, подогрев, аэрацию и питателем загружают огарок и пыли. При pH не более 3,5 и растворении не менее 90% массы огарка и пыли, процесс прекращают, суспензию насосом из реактора подают на фильтрацию. Нерастворимый остаток, содержащий драгоценные металлы, оксиды никеля, кобальта, железа и гидроксид железа направляют на дальнейшую переработку, а медный сульфатный раствор направляют на электроэкстракцию меди и на выщелачивание медного концентрата.

Для получения медного сплава цементат подают в форсунку или фурму, установленную в камере печи, и в факеле кислородосодержащего газа окисляют серу при температуре 1150-1300^oC. Образуется сплав меди и шлак. В шлак извлекается 95% никеля, кобальта 98% и 99% железа. Содержание кислорода в медном сплаве не превышает 1,5%. Затем расплав собирают на подине печи и продувают углеводородным топливом через опущенную в расплав стальную футерованную трубку, после чего содержание кислорода снижается до уровня содержания его в анодной меди - 0,1%.

В результате получают рафинированную анодную медь, которую направляют на электролиз меди.

Результаты проведенных испытаний отражены в таблицах 1 и 2.

Список использованной литературы

1. Уткин Н.И. Производство цветных металлов. - М.: Интернет Инжиниринг, 2000, с. 119.

2. Мечев В. В Конвертирование медных никельсодержащих штейнов. - М.: Металлургия, 1973, с. 9.

3. Зашихина Т. Н., Белоглазова К.К., Набойченко С.С. Совершенствование технологических процессов производства никеля, кобальта и олова. Труды института Гипроникель, вып.62, 1975, c.110.

4. Соболь С. И. и др. Автоклавная технология переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна. - М:, Металлургия, Сборник научных трудов института Гинцветмет, N 29, 1969, с. 137-146.