СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕДИ ИЗ РУДЫ ИЛИ РУДНОГО КОНЦЕНТРАТА, СОДЕРЖАЩИХ ОКИСЛЕННУЮ ИЛИ ОКИСЛЕННУЮ И СУЛЬФИДНУЮ МЕДЬ
METHOD OF COPPER RECOVERY FROM ORE OR ORE CONCENTRATE CONTAINING OXIDISED OR OXIDISED AND SULPHIDE COPPER

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].
3
3
3
3
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/дм 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/дм меди. При объединении с промывными растворами концентрация меди уменьшается до 2-3 г/дм. 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 м/чac) продуктами деструкции органических соединений.
3
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/дм 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).
3
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/дм 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
Выходящийиз 1-й ступени раствор
Номер ступени (реактора)
Выходящая из 4-й ступени руда
1
2
3
4
1
Содержание меди в жидкой фазе, г/дм<sup>3</sup>
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/дм<sup>3</sup>
38,7; 36,3; 37,5
36,1
33,4
28,9
8,3
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/дм.
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.