способ извлечения меди из руды или рудного концентрата, содержащих окисленную или окисленную и сульфидную медь

Формула изобретения

Способ извлечения меди из руды или рудного концентрата, содержащих окисленную или окисленную и сульфидную медь, включающий обработку раствором, содержащим серную кислоту, и промывку водой, отличающийся тем, что перед обработкой руду или концентрат измельчают до размера 0,1-0,7 мм, обработку ведут в противотоке на 2-4 ступенях выщелачивающим раствором, содержащим серную кислоту и сульфат меди при молярном соотношении окисленная медь в руде или рудном концентрате:серная кислота = 1:1,3-2,0, при поддержании соотношения Т:Ж на каждой ступени в пределах 1:1-4, обработанную руду промывают в противотоке водой на 2-4 ступенях при соотношении руда или рудный концентрат:вода = 2-5:1 и поддержании соотношения Т:Ж на каждой ступени в пределах 1:1-4, в полученный после промывки водный раствор, содержащий серную кислоту и сульфат меди, вводят серную кислоту до концентрации 10-40 г/дм³ и полученным раствором обрабатывают исходную руду или рудный концентрат.

Описание изобретения к патенту

Предлагаемое изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов, конкретно, к технологии извлечения меди из руды или рудного концентрата, содержащего окисленную или окисленную и сульфидную медь. Так в руде месторождения «Удокан» окисленная медь представлена брошантитом, малахитом и хризоколлой, а сульфидная медь - халькозином, ковеллином, борнитом, халькопиритом.

В промышленности нашли применение методы, основанные на окислительном обжиге сульфидных руд в полочных печах или в печах кипящего слоя и разработанные в последние годы пирометаллургические методы (например, взвешенная плавка). На ряде предприятий применяют метод вскрытия сульфидных руд кислородом под давлением в присутствии азотной кислоты. Для извлечения окисленной меди применяют метод выщелачивания серной кислотой [1, 2, 3, 4].

Наиболее близким по техническому исполнению и получаемому результату является метод, изложенный в источнике [5]. Авторы предлагают выщелачивать окисленную медь разбавленной серной кислотой концентрацией 22 г/дм³ при температуре 35 С, Т:Ж=1:1 в емкостях с мешалками. Размер частиц выщелачиваемой руды авторы предлагают держать в пределах 1-2,5 мм. После выщелачивания получают растворы, содержащие 2-7 г/дм³ меди. При объединении с промывными растворами концентрация меди уменьшается до 2-3 г/дм³. Использование растворов с такой низкой концентрацией меди крайне нежелательно, т.к. существенно возрастают габариты экстракционного оборудования, что увеличивает капитальные затраты и создает серьезные экологические проблемы, связанные с загрязнением значительных объемов воды (1000-1500 м³/чac) продуктами деструкции органических соединений.

С целью повышения концентрации меди в продуктивном растворе предлагается следующее техническое решение. Перед обработкой руду или концентрат измельчают до размера 0,1-0,7 мм, обработку ведут в противотоке на 2-4 ступенях выщелачивающим раствором, содержащим серную кислоту и сульфат меди при молярном соотношении окисленная медь в руде или рудном концентрате: серная кислота = 1:1,3-2,0, при поддержании соотношения Т:Ж на каждой ступени в пределах 1:1-4. Обработанную руду промывают в противотоке водой на 2-4 ступенях при соотношении руда или рудный концентрат: вода = 2-5:1 и поддержании соотношения Т:Ж на каждой ступени в пределах 1:1-4. В полученный после промывки водный раствор, содержащий серную кислоту и сульфат меди, вводят серную кислоту до концентрации 10-40 г/дм³ и полученным раствором обрабатывают исходную руду или рудный концентрат. После промывки водой руду направляют на дальнейшие операции (например, на флотацию для извлечения сульфидной меди, если она имеется).

Рекомендованное соотношение окисленной меди в руде или рудном концентрате и серной кислоты вытекает из стехиометрической реакции соединений извлекаемых меди и железа с серной кислотой, а интервал концентраций серной кислоты в выщелачивающем растворе объясняется тем, что при концентрации более 40 г/дм³ начинает интенсивно извлекаться железо в раствор. Рекомендованное соотношение Т:Ж на каждой ступени обеспечивает возможность равномерно перемешивать и транспортировать пульпу. При промывке водой достаточно 0,2-0,5 объемов воды по отношению к руде для удаления основной массы механически захваченной меди.

Положительный эффект заключается в получении более концентрированных растворов меди, что существенно уменьшает объемы промышленных аппаратов на последующих операциях.

Пример 1

Процесс извлечения меди из руды месторождения «Удокан» проводили на 4-х ступенях. Каждая ступень представляла собой сосуд с перемешивающим устройством (реактор). Конструкция обеспечивала слив жидкой фазы и удаление твердой фазы. Твердая фаза-руда или рудный концентрат передвигалась слева на право из первой ступени в четвертую, выщелачивающий раствор подавали во вторую ступень, промывной раствор-вода подавали в четвертую ступень. Водная фаза передвигалась противотоком твердой фазе, т.е. из четвертой ступени к первой. Из первой ступени выходил насыщенный по меди раствор, а из четвертой ступени выводили руду или рудный концентрат, содержащий обедненное количество окисленной меди. Содержание окисленной меди в руде 1,25%, сульфидной меди 1,23%. Соотношение руды и выщелачивающего раствора поддерживали равное 4:1.

Предварительно перед выщелачиванием руду смачивали водой с переводом во влажное состояние (без избытка воды). Обработанную выщелачивающим раствором руду промывали водой в противотоке в 2 реакторах при соотношении: руда: вода (мас.) = 4:0,9. При поступлении сухой руды поток промывного раствора увеличивают на объем воды, требуемый для смачивания. Полученный раствор, содержащий медь, корректировали по серной кислоте. Для этого в раствор вводили концентрированную серную кислоту исходя из соотношения (моль): медь в руде в окисленной форме: серная кислота = 1:1,8. Полученным раствором обрабатывали вновь поступающую влажную руду в противотоке на 2-х ступенях выщелачивания. Если поддерживать соотношения твердое: жидкое в реакторе такое же, как соотношение руда: вода, равное 4:1, то транспортировка пульпы затруднительна, но главное в этом случае концентрация кислоты в выщелачивающем растворе, подаваемом во второй реактор, составит 130-140 г/л. Это нежелательно, т.к. увеличивается расход серной кислоты на вскрытие железа и карбонатов, присутствующих в руде. По этой причине соотношение Т:Ж в каждом реакторе поддерживали равной 1:1. Твердую фазу-руду отделяли и направляли в следующую ступень, часть (в данном случае %) жидкой фазы передавали в следующую ступень, а остальную жидкую фазу возвращали в реактор, т.е. подвергали рециркуляции. В этом случае концентрация серной кислоты в жидкой фазе второго реактора при введении серной кислоты не превышала 30-35 г/л. Результаты представлены в табл.1.

Таблица 1
Распределение меди по ступеням каскада
№ пп	Параметр	Выходящий из 1-й ступени раствор	Номер ступени (реактора)	Выходящая из 4-й ступени руда
		1	2	3	4
1	Содержание меди в жидкой фазе, г/дм3	48; 49,5; 50,6	40	36	44	18
2	Содержание окисленной меди в руде, мас.%		0,87	0,22	0,09	0,07	0,06; 0,07

Последующий анализ руды после промывки показал, что в руде остается механически связанной меди (не отмытой) 4,5-5% от массы оксидной меди в руде. Общее извлечение в жидкую фазу (в продуктивный раствор) составило 93-94% окисленной меди.

Пример 2

Процесс проводили так же, как описано в примере 1, но соотношение (масс) руды и выщелачивающего раствора поддерживали равное 1:3, соотношение (масс) руды и воды в промывной части равное 1:4. Соотношение (мол): медь в окисленной форме: серная кислота поддерживали равное 1:1,75. Соотношение Т:Ж в каждом реакторе поддерживали равное 1:1. Концентрация избыточной серной кислоты в выщелачивающем растворе изменялась в пределах 33-37 г/л. Результаты представлены в табл.2.

Таблица 2
Распределение меди по ступеням каскада.
№ пп	Параметр	Выходящий из 1-й ступени раствор	Номер ступени (реактора)
		1	2	3	4
1	Содержание меди в жидкой фазе, г/дм3	38,7; 36,3; 37,5	36,1	33,4	28,9	8,3

Следует отметить, что не замечено признаков интенсивного перехода железа в раствор и его содержание в продуктивном растворе (выходящем из 1-го реактора) колеблется в пределах 2,5-3 г/дм³.

Литература

1. Джоунс Д.Л. Способ извлечения меди из сернистой медной руды или концентрата. Патент РФ № 2137856, С22В 15/00, 20.12.1994.

2. Керфут Д.Д. Способ выделения, экстракции и извлечения никеля, кобальта и меди из сульфидного концентрата, стимулируемого хлором, путем окислительного выщелачивания серной кислотой под давлением. Патент РФ № 2221881, С22В 3/08, по заявке № 2002113102 от 26.02.2001.

3. Шо Раймонд Уолтер. Извлечение меди из халькопирита. Заявка № 2004116335, С22В 3/04, 29.10.2002.

4. Генералов В.А. Разработка и обоснование технологии комплексной переработки труднообогатимых руд, содержащих оксиды меди и никеля. Автр. докт. дис. М., 1996 г.

5. Киселев К.В. Теоретические и технологические основы гидрометаллургической переработки медных руд Удоканского месторождения. Автр. канд дис. Новокузнецк, 2005 г. стр.9-10.