Кек медный


шихта для восстановительной плавки медно-хлорного кека - патент РФ 2368676

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к шихте для производства черновой меди восстановительной плавкой. Шихта для восстановительной плавки содержит медно-хлорный кек, кальцинированную соду, твердый углеродистый восстановитель и известняк в следующих соотношениях ингредиентов, мас.%:

кальцинированная сода 4,0-4,5
известняк 8,5-9,0
твердый углеродистый восстановитель 8,0-8,5
медно-хлорный кек остальное

Техническим результатом изобретения является повышение извлечения меди в металлическую фазу - черновую медь и улучшение ее качества по примесям. 1 табл.

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при производстве черновой меди.

Известны составы шихт для восстановительной плавки окисленных медьсодержащих материалов, включающие плавку в шахтной печи агломерированного вторичного медного в присутствии кокса с добавкой кварца и известняка (Основы металлургии, т.2.- М.: изд-во ГНТИЛ по черной и цветной металлургии. - 237-239).

Недостатком указанного способа является высокий расход дефицитного топлива кокса и необходимо проведение предварительной агломерации материалов для плавки в шахтной печи.

Наиболее близкой по технической сущности и достигаемому результату является шихта для восстановительной плавки медно-хлорного кека, включающая от 6 до 10% к массе медно-хлорного кека кальцинированной соды и от 0 до 10% твердого углеродистого восстановителя - древесного угля. В пересчете известный состав шихты следующий, мас.%:

Кальцинированная сода 5,1-9,1
Твердый углеродистый восстановитель 0-10
Медно-хлорный кекостальное

(см. И.Енчев. Возможности рециркуляции и диверсификации для развития цинкового производства. - Научные доклады четвертой международной конференции. Цинк 2006. - Пловдив. Болгария, 11-12 сентября 2006 г. - С.103-109).

Недостатком указанной шихты для восстановительной плавки медно-хлорного кека является низкое извлечение меди в металлическую фазу до 71%.

Техническим результатом данного изобретения является увеличение извлечения меди в металлическую фазу при плавке медно-хлорного кека. Указанный результат достигается тем, что в шихте для восстановительной плавки медно-хлорного кека, содержащей медно-хлорный кек, кальцинированную соду и твердый углеродистый восстановитель, дополнительно содержится известняк в следующих соотношениях ингредиентов, мас.%:

Кальцинированная сода 4,0-4,5
Известняк 8,5-9,0
Твердый углеродистый восстановитель 8,0-8,5
Медно-хлорный кек остальное

Восстановительная плавка указанного состава шихты осуществляется следующим образом. Полученный при медно-хлорной очистке цинковых растворов медно-хлорный кек состава, %: медь 40-65; цинк 1-2; свинец 2,0-2,5; железо 0,2-0,4; хлор 6-10 влажностью 18-22% перемешивается в двухлопастном смесителе с известняком, кальцинированной содой и коксовой мелочью и направляется в электропечь. Рабочая температура плавки 1125-1150°С. Продолжительность плавки 1,5-2 ч. В процессе плавки получают металлическую фазу, шлак и возгоны. Основная масса цинка до 85-90% переходит в шлак. Хлор на 90-95% переходит в возгоны, которые улавливают в скрубберах, орошаемых водой. Выходящая из скрубберов пульпа фильтруется. Раствор после осаждения кальцинированной содой тяжелых металлов направляется на очистные сооружения, а отфильтрованный и отмытый от хлора осадок перерабатывается в основном цикле производства.

Медь восстанавливается и на 90-93% переходит в металлическую фазу - черновую медь, содержащую 96-98% меди; 1-2% свинца и цинка 0,1-0,4%. Черновая медь является товарным продуктом и направляется на медьзаводы. Шлак, содержащий, %: медь 15-20; цинк 4-6; свинец 1,5-2,5; железо 2-3; хлор 2,0-2,5, перерабатывается вельцеванием.

Испытания шихты показали, что добавка известняка в пределах от 8,5 до 9% позволяет повысить извлечение меди в черновой металл. При дозировке известняка менее 8,5% и возрастании кальцинированной соды в шихте более 4,5% снижается извлечение меди в металлическую фазу, а при дозировке известняка выше 9% снижается содержание меди в черновом металле за счет повышения перехода в него свинца и других примесей. Только при данном соотношении ингредиентов можно получить максимальное извлечение меди в черновой металл и лучшее его качество.

Пример использования шихты.

В качестве компонентов шихты использовали медно-хлорный кек (Сu-Сl кек) состава, мас.%: медь - 60,7; цинк - 1,35; свинец - 2,2; железо 0,28; хлор - 8,1; кальцинированную соду ГОСТ 5100; известняк ТУ 0750-002-00186996; коксовую мелочь ТУ 17-7-115. Компоненты шихты перемешивали и загружали в тигельную печь. Процесс плавки протекал при температуре 1130°С в течение 1,5 ч. По окончании плавки разделяли металлическую и шлаковую фазу. В таблице приведены варианты составов предлагаемой шихты и для сравнения вариант состава прототипа.

Технологические показатели восстановительной плавки шихты разного состава
Испытуемая шихта Содержание компонентов, % Извлечение Cu в черновую медь, % Содержание Cu в черновой меди, %
Cu-Cl кек Кальцинированная сода Известняк Твердый углеродистый восстановитель
Предлагаемаяостальное 4,2 8,88,5 92,597,2
По прототипу остальное 7,90 8,563,7 96,8

Как видно из таблицы, при использовании предлагаемой шихты повышается извлечение меди в металлическую фазу (черновую медь) по сравнению с прототипом с 63,7 до 92,5%. При восстановительной плавке предлагаемой шихты качество металла по содержанию меди выше (97,2 против 96,8%).

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

Шихта для восстановительной плавки медно-хлорного кека, содержащая медно-хлорный кек, кальцинированную соду и твердый углеродистый восстановитель, отличающаяся тем, что она дополнительно содержит известняк при следующем соотношении ингредиентов, мас.%:

кальцинированная сода 4,0-4,5
известняк 8,5-9,0
твердый углеродистый восстановитель 8,0-8,5
медно-хлорный кек остальное

www.freepatent.ru

Гидролиз меди в стадии нейтрального выщелачивания проходит частично.

Частично также в этой стадии удаляется германий. Иногда для повышения степени его удаления проводят повторную гидролитическую очистку раствора.

При гидролитической очистке раствора сульфата цинка от примесей металлов происходят нейтрализация и коагуляция кремниевой кислоты, что благоприятно сказывается на последующем сгущении пульпы.

Цементаиией называют процесс вытеснения из раствора одного металла другим, более электроотрицательным. Нормальные электродные потенциалы катионов некоторых металлов, присутствующих в цинковых растворах имеют следующие значения:

Катион Zn2* Cd2* Co2* Ni2* Ge2* Cu3*

E01B -0,763 -0,403 -0,277 -0,250 -0,13 +0,337

Из приведенных данных следует, что многие примеси цинковых растворов могут быть цементированы цинком. Однако практически только медь и камедь легко вытесняются цинком; для цементации никеля и кобальта необходимо вводить в раствор активирующие вещества.

В качестве активирующей добавки на отечественных заводах применяют соль Шлиппе- ортосульфоантимонат натрия Na3SbS4-9Н20.

Цементационную очистку цинковых растворов от меди и кадмия проводят обязательно в чанах с механическим перемешиванием в одну, две или три стадии в периодическом или непрерывном режимах. На большинстве заводов для цементации используют цинковую пыль, получаемую конденсацией паров дистилляционного цинка при низких температурах или распылением расплавленого цинка струей сжатого воздуха.

При одностадийной цементации получают медно-кадмиевый кек, содержащий, %: Cd 8 ... 12; Cu 10 ... 20 и Zn 35... 40. Такой кек направляют в кадмиевое производство.

Двустадийная цементация позволяет сначала выделить большую часть меди в медный кек, содержащий около 25 % Cu и менее 0,8 % Cd, который отправляют на медеплавильные заводы. На следующей стадии получают обогащенный кадмием кек, используемый для производства кадмия.

Вариантом двустадийной технологии, широко применяемой на зарубежных заводах, являются выделение на первой стадии медно-кадмиевого кека и осаждение никеля и кобальта на второй стадии после введения в раствор активирующих добавок.

Трехстадийная цементационная очистка, освоенная на Алмалыкском и Челябинском цинковых заводах, сокращает выход медно-кадмиевых кеков, увеличивает в них содержание кадмия, повышает чистоту электролита и улучшает технико-экономические показатели переделов очистки растворов, электролиза и переработки медно-кадмиевых кеков.

По этой технологии на первой стадии получают медный кек, направляемый в медное производство. Во второй стадии осаждают остатки меди, большую часть кадмия и небольшое количество никеля и кобальта. Эти кеки являются сырьем для получения кадмия. Третью стадию цементации проводят с целью глубокой очистки растворов от кадмия, никеля, кобальта, германия и других примесей.

Химическую очистку растворов сульфата цинка обычно проводят для выделения кобальта в самостоятельный кобальтовый кек после цементации меди и кадмия или для периодической очистки от хлора и фтора по мере их накопления в электролите.

На отечественных заводах химическое выделение кобальта проводят с помощью этилового ксантогената натрия; кобальт при этом осаждается в виде труднорастворимого ксантогената кобальта Co(C2H5OCS2)3.

Зарубежные заводы для извлечения кобальта из растворов нейтрального выщелачивания или из кобальтсодержащих растворов переработки медно-кадмиевых кеков используют его осаждение в виде труднорастворимых солей с помощью а-нитрозо-Р- нафтола (C10H6NOOH).

Для очистки от хлора применяют обработку растворов цементной медью или сернокислым серебром, что ведет к образованию нерастворимых хлоридов одновалентной меди или серебра.

Удовлетворительных способов очистки растворов от фтора не найдено. Чаще всего его осаждают в виде CaF2.

Некоторые примеси, например марганец, натрий и другие элементы, постепенно накапливаются в растворах сульфата цинка. Присутствие этих примесей в больших количествах (суммарно свыше 15... 30 г/л) неблагоприятно сказывается на осаждении цинка электролизом и затрудняет сгущение и фильтрование пульп.

Для очистки от этой группы примесей часть электролита выводят из технологического цикла и путем выпаривания кристаллизуют из него различные товарные соли (например, цинковый купорос для обогатительных фабрик).

Очищенный от примесей нейтральный раствор сульфата цинка (120... 160 г/л Zn), поступающий на электролиз, должен содержать, мг/л, не более: Cu 0,2; Fe 40; Co 3; Ni 2; Cd 3; As, Sb и Ge по 0,01 и Cl" 150.

metal-mega.com

vcm.ukg.kz | Печатные труды

Действующие стандарты, разработанные в институте «ВНИИцветмет»

 №№ пп.

Обозначение нормативного документа (НД)

 Наименование НД

Срок действия НД

1

СТ ДГП 00200928-011-2008

Руды медные и медно-цинковые сульфидные. Методы испытаний (Титриметрические методы определения меди. Полярографический метод определения меди. Атомно-абсорбционный метод определения меди и цинка. Полярографический метод определения меди и цинка (при массовой доле свинца от 0,05 % до 2,00 %). Полярографический метод определения цинка (при массовой доле свинца более 0,30 %). Комплексонометрический метод определения цинка (при массовой доле свинца менее 0,30 %). Определение меди и цинка водорастворимых форм методом химического фазового анализа. Определение меди и цинка сульфатов методом химическо­го фазового анализа. Определение соединений меди методом химического фазово­го анализа.  Гравиметрический метод определения оксида кремния (IV). Фотометрический метод определения оксида кремния (IV). Экстракционно-атомно-абсорбционный метод определения золота. Атомно-абсорбционный метод определения серебра).

Разработка национального стандарта по Плану государственной стандартизации на 2015 г.

2

СТ ДГП 010940003870-019-2010

Концентрат свинцовый. Технические условия

с 15.12.2010 г. до 15.12.2015 г.с 01.07.2014 г. введен СТ РК 2335-2013  Концентрат свинцовый. Технические условия

3

СТ ДГП 4274-1917-ГП-07.29-026-2012

Концентрат цинковый. Технические условия (Пламенно-фотометрический метод определения натрия и калия)

с 19.07.2012 г. до 19.07.2017 г.с 01.07.2014 г.введен СТ РК 2337-2013 Концентрат цинковый. Технические условия

4

СТ ДГП 4274-1917-ГП-07.29-025-2012

Концентрат медный. Технические условия

с 22.06.2012 г. до 22.06.2017 г.с 01.07.2014 г.  введен СТ РК 2330-2013 Концентрат медный. Технические условия

5

СТ ДГП 00200928-008-2008

Теллур высокой чистоты марки Т-А1. Технические условия

с 01.07.2014 г.  введен СТ РК 2331-2013 Теллур высокой чистоты марки Т-А1. Технические условия

6

СТ ДГП 00200928-009-2008

Медь черновая. Технические условия  (Метод определения меди. Экстрационно-фотометрический метод определения сурьмы. Фотометрический метод определения висмута. Фотометрический метод определения никеля. Атомно-абсорбционный метод определения никеля. Гравиметрический метод определения никеля Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Атомно-абсорбционный метод определения золота и серебра. Спектральный метод определения сурьмы, мышьяка, висмута, никеля и свинца. Фотометрический метод определения мышьяка.  Атомно-абсорбционный метод определения свинца. Полярографический метод определения свинца. Гравиметрический метод определения серы. Титриметрический метод определения серы. Спектральный метод определения сурьмы, мышьяка, висмута и никеля.  Пробирно-спектральный метод определения платины, палладия, золота, родия, иридия и рутения)

с 01.01.2015 г.введен СТ РК 2440-2014 Медь черновая. Технические условия 

7

СТ ДГП 00200928-015-2010

Сплавы цинк-алюминиевые для горячего оцинкования стальной полосы. Технические условия (Комплексонометрический метод определения алюминия)

с 19.05.2010 г. до 19.05.2015 г.с 01.07.2014 г. введен СТ РК 2333-2013 Сплавы цинк-алюминиевые для горячего оцинкования стальной полосы. Технические условия

8

СТ ДГП 010940003870-018-2010

Свинец висмутистый. Технические условия (Комплексонометрический метод определения висмута и свинца. Атомно-абсорбционный метод определения висмута. Комплексонометрический метод определения свинца. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Атомно-абсорбционный метод определения кальция и магния. Йодометрический метод определения олова. Атомно-абсорбционный метод определения меди, железа, цинка, таллия, никеля, сурьмы, олова, мышьяка)

с 26.11.2010 г. до 26.11.2015 г.с 01.07.2015 г. введен СТ РК 2463-2014  Свинец висмутистый. Технические условия

9

СТ ДГП 00200928-017-2010

Пыль фильтров и газоходов. Технические условия (Метод определения рН. Комплексонометрический метод определения свинца. Комплексонометрический метод определения цинка. Полярографический метод определения кадмия. Атомно-абсорбционный метод определения кадмия. Титриметрический метод определения мышьяка. Фотометрический метод определения висмута. Пробирно-гравиметрический метод определения серебра и золота.)

с 08.10.2010 г. до 08.10.2015 г.Разработка национального стандарта по Плану государственной стандартизации на 2015 г.

10

СТ ДГП 00200928-016-2010

Кек медный. Технические условия (Йодометрический метод определения меди. Комплексонометрический метод определения меди. Комплексонометрический метод определения свинца. Полярографический метод определения свинца. Комплексонометрический метод определения цинка. Полярографический метод определения цинка. Атомно-абсорбционный метод определения свинца и цинка. Полярографический метод определения кадмия. Полярографический метод определения свинца, цинка и кадмия. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Метод определения рН водной вытяжки.)

с 15.09.2010 г. до 15.09.2015 г.с 01.07.2015 г. введен СТ РК 2466-2014  Кек медный. Технические условия

11

СТ ДГП 4274-1917-ГП-07.29-024-2012

Руда цветных металлов. Технические условия (Атомно-абсорбционный метод определения меди, железа, цинка и свинца. Полярографический метод определения меди, свинца и цинка. Титриметрический метод определения свинца, цинка, меди и железа. Спектрографический метод определения олова. Спектрографический метод определения ванадия, кобальта, молибдена и никеля. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Атомно-абсорбционный метод определения золота и серебра. Пробирно-спектральный и химико-спектральный методы определения платины и палладия. Пламенно-фотометрический метод определения калия, натрия, лития, рубидия и цезия.)

с 11.05.2012 г. до 11.05.2017 г.Разработка национального стандарта по Плану государственной стандартизации на 2015 г.

12

СТ ДГП 4274-1917-ГП-07.29-023-2012

Руды и горные породы с редкометалльной минерализацией. Технические условия (Атомно-эмиссионный метод с ИСП определения тантала и ниобия. Спектрографический метод определения оксида бериллия. Спектрографический метод определения оксида ниобия, оксида тантала и оксида циркония. Спектрографический метод определения олова. Спектрографический метод определения оксидов редкоземельных металлов и скандия.)

с 30.03.2012 г. до 30.03.2017 г.с 01.07.2015 г. введен СТ РК 2464-2014   Руды и горные породы с  редкометалльной минерализацией. Технические условия

13

СТ ДГП 4274-1917-ГП-48-021-2011

Медь цементационная. Технические условия (Йодометрический метод определения меди. Комплексонометрический метод определения меди. Комплексонометрический метод определения свинца. Полярографический метод определения свинца. Комплексонометрический метод определения цинка. Полярографический метод определения цинка. Атомно-абсорбционный метод определения свинца, кадмия и цинка. Полярографический метод определения кадмия. Полярографический метод определения свинца, цинка и кадмия. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Метод определения рН водной вытяжки.)

с 16.08.2011 г. до 16.08.2016 г.с 01.07.2014 г.  введен СТ РК 2334-2013 Медь цементационная. Технические условия

14

СТ ДГП 4274-1917-ГП-20.13-022-2011

Сульфат цинка технический. Технические условия  (Комплексонометрический метод определения цинка. Фотометрический метод определения железа. Титриметрический метод определения марганца. Фотометрический метод определения меди. Атомно-абсорбционный метод определения железа, марганца и меди. Полярографический метод определения хлора. Гравиметрический метод определения нерастворимого в кислой среде остатка. Метод определения рН раствора.)

с 08.11.2011 г. до 08.11.2016 г.с 01.07.2014 г.  введен СТ РК 2336-2013  Сульфат цинка технический. Технические условия 

15

СТ ДГП 00200928-014-2010

Клинкер. Технические условия  (Полярографический метод определения меди и цинка. Фотометрический метод определения мышьяка. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Фотометрический метод определения сурьмы. Атомно-абсорбционный метод определения цинка, меди.)

с 20.04.2010 г. до 20.04.2015 г.с 01.07.2014 г. введен СТ РК 2332-2013  Клинкер. Технические условия 

16

СТ ДГП 00200928-012-2008

Шлам медеэлектролитный. Технические условия (Метод определения массовой доли влаги. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра. Йодометрический метод определения меди. Комплексонометрический метод определения меди.  Йодометрический метод определения селена и теллура. Фотометрический метод определения никеля. Атомно-абсорбционный метод определения никеля и меди. Определение массовых долей платиновых металлов. Определение кислотности шлама. Определение крупности шлама).

С 01.01.2015 г.  введен СТ РК 2441-2014   Шлам медеэлектролитный. Технические условия

17

СТ ДГП 4274-1917-ГП-07.29-027-2012

Концентрат железный агломерированный. Технические условия

с 25.05.2012 г. до 25.05.2017 г.с 01.07.2015 г. введен СТ РК 2465-2014 Концентрат железный агломерированный. Технические условия

18

СТ 100-1917-01-Ф-л-24.44-028-2013

Штейн медный свинцово-цинкового производства. Технические условия (Комплексонометрический метод определения свинца и меди. Фотометрический метод определения сурьмы. Пробирно-гравиметрический метод определения золота и серебра).

с 01.08.2013 г. до 01.08.2018 г.

19

СТ ДГП 00200928-013-2010

Вещество взрывчатое промышленное гранулит А-8ФСА. Технические условия

 с 07.05.2010 г. до 07.05.2015 г.

20

СТ РК 2438-2014

Инвестиционная монета из золота. Технические условия

С 01.10.2014 г.

21

СТ РК 2439-2014

Инвестиционная монета из серебра. Технические условия

С 01.10.2014 г.

22

СТ РК 2573-2014

Урана закись-окись. Технические условия

С 01.01.2016 г.

23

СТ РК 2574-2014

Сплав серебряно-золотой.  Технические условия

С 01.01.2016 г.

24

СТ РК 1052-2002

Охрана природы. Атмосфера. Определение параметров выброса свинца, цинка, меди и их соединений

С 01.01.2002 г.

25

СТ РК 17.0.0.03 -2002

Охрана природы. Атмосфера. Определение параметров эффективности работы пылеулавливающих установок

С 01.01.2002 г.

26

СТ РК 17.0.0.04-2002

Охрана природы. Атмосфера. Определение параметров выброса диоксида серы из стационарных источников загрязнения

С 01.01.2002 г.

27

СТ РК 1516-2006

Охрана природы. Атмосфера. Фотометрический метод определения количества выброса оксидов азота из стационарных источников загрязнения

С 01.01.2006 г.

28

СТ РК 1517-2006

Охрана природы. Атмосфера. Метод определения и расчета количества выброса загрязняющих веществ

С 01.01.2006 г.

Стандарты, приведенные в пп. 24-28,  устанавливают параметры и методы определения параметров эффективности работы пылеулавливающих установок для очистки газа от пыли, методы определения объемного расхода газового потока и содержания в нем диоксида серы, оксидов азота, свинца, цинка, меди, их соединений и других загрязняющих веществ в организованных выбросах в атмосферу из организованных источников.

Контактное лицо: Зав. лабораторией стандартизации  и метрологии Ямщикова Людмила Николаевна       Тел.(7232) 50 34 87 Тел/Факс (7232) 75 37 73, 75 37 71 Е-mail: [email protected]  [email protected]

vcm.ukg.kz

способ переработки смешанных медных руд - патент РФ 2418872

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.

Рисунки к патенту РФ 2418872

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/дм 3 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 19,4410,71 10,77 85,07
Концентрат контрольной флотации 38,8821,42 0,66 10,43
Хвосты123,18 67,87 0.094,5
Исходная руда 181,50 100,001,356 100,00
4 Концентрат основной флотации 24,5012,93 8,90 87,48
Концентрат контрольной флотации 34,8018,36 0,56 7,82
Хвосты 130,20 68,710,09 4,70
Исходная руда189,50 100,00 1,32100,00
5Концентрат основной флотации32,20 16,51 8,1092,25
Концентрат контрольной флотации17,70 9,08 0,503,13
Хвосты 145,1074,41 0,09 4,62
Исходная руда195,00 100,00 1,45100,00
6Концентрат основной флотации36,70 18,82 7,1292,89
Концентрат контрольной флотации16,00 8,21 0,452,56
Хвосты 142,3072,97 0,09 4,55
Исходная руда195,00 100,00 1,44100,00
7Концентрат основной флотации35,80 19,02 6,8092,40
Концентрат контрольной флотации15,40 8,18 0,412,40
Хвосты 137,0072,79 0,10 5,20
Исходная руда188,20 100,00 1,40100,00
8Концентрат основной флотации37,60 19,17 6,4492,39
Концентрат контрольной флотации14,60 7,45 0,382,12
Хвосты 143,9073,38 0,10 5,49
Исходная руда196,10 100,00 1,34100,00
9Концентрат основной флотации42,70 21,46 5,4492,26
Концентрат контрольной флотации14,30 7,19 0,372,10
Хвосты 142,0071,36 0,10 5,64
Исходная руда199,00 100,00 1,27100,00

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/дм 3 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%.

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

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.

www.freepatent.ru


Смотрите также