ТЕРМОГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ СПОСОБ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНОГО КОНЦЕНТРАТА КОЛЧЕДАННЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ ЦВЕТНЫХ И БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ

 ТЕРМОГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ СПОСОБ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНОГО КОНЦЕНТРАТА КОЛЧЕДАННЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ ЦВЕТНЫХ И БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ


RU (11) 2255126 (13) C1

(51) 7 C22B3/00, C22B3/08, C22B1/06, C22B15:00, C22B11:00 

(12) ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ К ПАТЕНТУ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ 
Статус: по данным на 07.12.2007 - действует 

--------------------------------------------------------------------------------

Документ: В формате PDF 
(21) Заявка: 2004122783/02 
(22) Дата подачи заявки: 2004.07.27 
(24) Дата начала отсчета срока действия патента: 2004.07.27 
(45) Опубликовано: 2005.06.27 
(56) Список документов, цитированных в отчете о поиске: RU 2173726 C1, 20.09.2001. SU 273429 A, 21.09.1970. SU 960286 A, 23.09.1982. SU 436871 A, 30.12.1974. US 3441403 A, 29.04.1969. US 4135918 A, 23.01.1979. 
(72) Автор(ы): Винокуров С.Ф. (RU) 
(73) Патентообладатель(и): ОБЩЕСТВО С ОГРАНИЧЕННОЙ ОТВЕТСТВЕННОСТЬЮ "Интегра Груп. Ру" (RU) 
Адрес для переписки: 103104, Москва, а/я 14, ООО"Интегра Груп. Ру" 

(54) ТЕРМОГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ СПОСОБ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНОГО КОНЦЕНТРАТА КОЛЧЕДАННЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ ЦВЕТНЫХ И БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ
Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано при комплексной переработке медного концентрата. Способ переработки медного концентрата колчеданных руд включает сульфатизирующий обжиг исходного концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов, при этом сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 500-600°С в течение 90-180 минут, полученный огарок выщелачивают раствором серной кислоты или водой с отделением кека и фильтрата, из последнего электролизом выделяют медь, осушенный кек шихтуют с окислителем и хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и проводят термообработку при температуре 450-550°С с получением спека, который выщелачивают раствором соляной кислоты, и из полученного фильтрата путем сорбции выделяют благородные металлы, обеспечивается эффективное извлечение металлов и снижение энергетических затрат при обеспечении экологической безопасности, 8 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.






ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ


Изобретение относится к геотехнологии и может быть использовано при комплексной переработке медного концентрата.

Применяющаяся в России технология переработки медных концентратов является довольно сложной и включает три основных этапа: окислительный обжиг медного концентрата при температуре 850-900°С; плавку огарков при температуре 1400-1500°С и электролитический передел штейнов (см., например, Матвеев Ю.Н., Стрижко B.C. “Технология металлургического производства цветных металлов (Теория и практика)”, М.: Металлургия, 1986).

Известны способы переработки медного концентрата, которые включают сульфатизирующий обжиг, выщелачивание меди и ее выделение. В зависимости от содержания металлов и вида концентрата применяются различные режимы проведения этих операций. Так, например, сульфатизирующий обжиг медных концентратов, содержащих 30-38% меди и 23% железа, проводят в печах кипящего слоя с избытком кислорода при температуре 690°С. Концентрат загружают в виде пульпы с содержанием твердого около 86%. Огарок содержит 75% сультфатной меди и около 22,5% оксидов меди. Извлечение меди на стадии выщелачивания составляет 97% от исходного содержания в концентрате (там же, с. 74). Однако этот метод переработки не применим при относительно низких содержаниях меди в концентратах из колчеданных руд, когда содержание железа превосходит содержание меди.

Известен способ переработки сульфидных медных руд и/или концентратов, который включает сульфатизирующий обжиг, выщелачивание огарка в сернокислом растворе и извлечение меди из раствора (RU 2173726 С1, Уралтранс, 2001, ближайший аналог). Измельченное сырье обжигают в трубчатой печи в потоке азота при температуре 850-950°С, что дает возможность максимально удалить серу из руды и/или концентратов во время обжига, повысить степень извлечения меди (97-98%) при выщелачивании. Однако этот способ требует повышенных затрат энергии.

Настоящее изобретение направлено на разработку термогидрометаллургического способа комплексной переработки медного концентрата с комплексным извлечением цветных и благородных металлов, который позволяет снизить энергетические затраты и повысить выход и чистоту получаемых металлов.

Технический результат изобретения - повышение эффективности извлечения металлов и снижение энергетических затрат при обеспечении экологической безопасности - достигается тем, что способ переработки медного концентрата колчеданных руд включает сульфатизирующий обжиг исходного концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов. Сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 500-600°С в течение 90-180 минут, а полученный огарок выщелачивают раствором серной кислоты или водой с отделением кека и фильтрата, из последнего электролизом выделяют медь. Осушенный кек шихтуют с окислителем и хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и проводят термообработку при температуре 450-550°С с получением спека, который выщелачивают раствором соляной кислоты, а из полученного фильтрата путем сорбции выделяют благородные металлы.

Способ может характеризоваться тем, что кек шихтуют с хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и окислителем при следующем соотношении компонентов, мас.%:

Кек 65-70

Хлориды щелочных и щелочноземельных металлов 15-25

Окислитель остальное

Способ может характеризоваться и тем, что огарок выщелачивают 3-6%-ным раствором серной кислоты при соотношении т:ж=1:(2,5-3), а также тем, что спек выщелачивают 4-6%-ным раствором соляной кислоты при соотношении т:ж=1:(2-4).

Способ может характеризоваться также тем, что огарок выщелачивают в течение 30-120 минут при постоянном перемешивании, и тем, что спек выщелачивают в течение 30-60 минут при постоянном перемешивании.

Способ может характеризоваться, кроме того, тем, что в качестве хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов используют хлориды калия, натрия и магния.

Способ может характеризоваться и тем, что в качестве хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов используют карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода.

Способ может характеризоваться также и тем, что в качестве окислителя используют двуокись марганца и/или оксидные марганцевые руды и/или их концентраты.

Способ реализуют следующим образом. На первом этапе производится обжиг концентрата с последующим сернокислотньм (5%-ный раствор Н 2SO4) выщелачиванием сульфидного огарка. На втором, основном этапе, осуществляется термохимическая обработка шихты - смеси полученного после выщелачивания кека с основньм (хлориды калия, натрия и магния) и дополнительным (оксиды марганца) реагентами, и последующее солянокислое (5%-ный раствор НСl) выщелачивание спека.

В качестве основного реагента - хлоридов калия, натрия и магния - могут быть использованы различные соединения, например карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода. Этот плав имеет состав (мас.%): КСl 74; NaCl 18,0; MgCl2 5,0; CaCl2 3,0. В качестве дополнительного реагента - оксида марганца - может быть использована как химически чистая двуокись марганца, так и оксидные марганцевые руды или их концентраты, а также смеси этих компонентов. Эти реагенты обеспечивают окисление оставшихся сульфидов (в основном пирита) и золота, а также хлоринацию благородных и цветных металлов.

Второй кек состоит преимущественно из гидроксидов железа, а также имеет остаточные концентрации Аu и Ag, составляющие 10-20% от их содержаний в исходном концентрате. 

На череже показана схема переработки медного концентрата по патентуемому способу. В результате переработки концентрата получаются два продуктивных раствора Ф1 и Ф3 , два оборотных – Ф2 и Ф4, направляемых на выщелачивание, и два кека: первый KEK1, образующийся после выщелачивания огарка, КЕК2 - после выщелачивания спека.

Первый раствор Ф1, сернокислый, содержит большую часть Сu и Zn. Из этого раствора непосредственно производится электролитическое извлечение Сu, а также осаждение Zn. Как показали исследования, в KEK1 вдвое увеличивается содержание Аu, а также Ag при аналогичном сокращении его веса по сравнению с исходным концентратом.

Во втором растворе Ф3 , солянокислом, концентрируется основная часть Аu и Ag, а также оставшаяся часть Сu и Zn. Аu извлекается из раствора Ф3 известным путем - сорбцией. В частности, сорбентом может выступать карбонизированный уголь с его

последующим озолением. Спек состоит преимущественно из гидроксидов железа, а также имеет остаточные концентрации Аu и Ag, составляющие 10-20% от их содержаний в исходном концентрате.

На схеме показано двухступенчатое (I, II ст.) выщелачивание полученных кеков, что повышает эффективность извлечения металлов. Раствор Ф2, получаемый на второй ступени после фильтрации сернокислого раствора, объединяют с обезмеженным раствором Ф1 и направляют на выщелачивание огарка первой ступени. Таким же образом используют и солянокислый раствор Ф4 - его объединяют с раствором второй ступени после сорбции Ф3 и направляют на выщелачивание спека. 

Способ реализован на технологической пробе флотационного концентрата Учалинской обогатительной фабрики (Россия). Исходные данные по составу пробы: S 38-40%; Fe 29-33%; Сu 15-18%; Zn 5,0-8,5; Pb 0,9-2,7%; Ag 110-140 г/т; Аu 2,0-4,6 г/т. Проведенный анализ химического состава нескольких частных навесок из этой пробы методом РФА (ИГЕМ РАН) дал сходные результаты: S 37,1-37,7%; Fe 36,7-37,0%; Сu 19,6-19,8%; Zn 3,4-3,5%; Pb 0,57-0,61%. Содержание Ag в них составляют 68-88 г/т и 72-74 г/т по данным ААС лабораторий ВНИИХТ и ИГЕМ РАН, соответственно. Содержание Аu в пробах: 1,9-2,5 г/т (ИНАА), 2,25-2,4 г/т (ААС), 1,8-2,2 г/т (пробирный анализ), т.е. находятся в пределах нижней границы диапазона вариаций, указанных для технологической пробы.

Ниже описаны примеры реализации способа, а полученные результаты приведены в таблице. 

Пример 1. Обжиг пробы указанного концентрата колчеданных руд весом 0,15 кг на первом этапе проводился в лабораторной муфельной печи на воздухе при температуре 550°С в течение 120 минут. Далее проводили взвешивание огарка и определение содержания Аu (и Ag) методом пробирного анализа, а основных химических компонентов - методом РФА. После этого двукратно выщелачивали сульфидный огарок 5%-ным водным раствором H2SO4 сначала при соотношение т:ж=1:3, а затем т:ж=1:5 при температуре 55°С в течение 30 минут при постоянном перемешивании. Фильтрацией разделяли кек и первый продуктивный раствор. После этого кек высушивали и проводили аналогичные определения Аu и основных компонентов. Продуктивные растворы (Ф1 и Ф2 ) анализировали на содержание Fe, Сu, Zn, Pb, Аu, Ag методом ААС.

На втором этапе проводилась подготовка шихты путем смешивания кека с реагентами. Использовались карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода как источник хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов, а также двуокись марганца в качестве окислителя, в соотношении (мас. ч.): (концентрат : хлориды : двуокись марганца)=(1,0 : 0,3 : 0,1). Обжиг шихты проводился при температуре около 500°С в течение 60 минут и далее осуществлялось взвешивание спека.

Двукратное выщелачивание спека 5%-ным водньм раствором НСl велось при температуре около 60°С в течение 30 минут при постоянном перемешивании (т:ж=1-2,5-3). Для целей анализа проводилось высушивание 2-ого кека и аналогичное первому этапу определение Аu и основных компонентов также и в продуктивных растворах (Ф 3 и Ф4).

Пример 2. Укрупненное испытание. Обжиг пробы медного концентрата весом 8,0 кг осуществлялся в экспериментальной трубчатой вращающейся печи с шамотной облицовкой. Температура входящих газов составляла 650°С, что обеспечивало нагрев руды в рабочей части печи до Т=550°С. Дополнительно вводился воздух объемом до первых десятков литров в час. Загрузка концентрата производилась в течение 100 минут порционно через каждые 7-8 минут. Общее рабочее время печи составляло 2 часа 50 минут.

Поскольку обжиг измельченного медного концентрата сопровождается большим пылеуносом (порядка 50% от исходной массы) предполагается его окомкование перед обжигом. С учетом этого обстоятельства термохимическая обработка второго этапа выполнялась при температуре 500°С в течение 1-го часа в большой муфельной печи с регулярньм перемешиванием шихты через каждые 10-15 минут. 

Кислотное выщелачивание сульфидного огарка (1-й этап) и спека (2-й этап) выполнялось в эмалированном реакторе емкостью 160 л с мешалкой типа СЭРМ-0160-1-02, оснащенном виниловыми фильтрами. 

Пример 3. Укрупненное испытание. Обжиг пробы медного концентрата весом 10 кг выполнялся в большой муфельной печи для снижения пылеуноса и с целью оценки полного материального баланса при переработке концентрата. Температура обжига - около 550°С, обжиг проводился в течение 2 ч. 30 мин с постоянным перемешиванием через каждые 10-15 мин. Остальные операции не претерпели каких-либо изменений по сравнению с условиями, приведенными в примере 2. 

Для установления характера изменения минерального состава медного концентрата в процессе проведенного обжига был выполнен рентгенографический количественный анализ исходного медного концентрата и огарка (ВИМС). В составе первого доминируют сульфиды меди и железа - халькопирит (56%) и пирит (31%), а в составе огарка преобладают оксиды железа - гематит и магнетит (49%) и сульфаты меди - халькокианит (35%) и цинка - цинкозит (7%). Из полученных результатов следует, что таким образом был получен режим обжига медного концентрата, при котором в огарке доминирует сульфатная форма меди, легко выщелачиваемая даже водой. Это имеет важное значение как для снижения затрат, так и повышения экологичности технологии. Этот факт был проверен экспериментально: в водный раствор перешло от 90 до 95% меди.

Анализ экспериментальных данных, приведенных в таблице, позволяет сделать следующие выводы. 

1. Основные результаты, полученные в лабораторных опытах (пример 1) и при укрупненных испытаниях (примеры 2, 3), являются однотипными и весьма близкими.

2. При укрупненных испытаниях установлено заметное улучшение ряда параметров по сравнению с лабораторными экспериментами. Так, в результате обжига остаточная концентрация серы в сульфидном огарке снижается до 30% по сравнению с аналогичной величиной 37-43%, определенной для лабораторных опытов. В связи с этим при укрупненных испытаниях для сернокислого выщелачивания существенно увеличиваются коэффициенты извлечения (Кизв) в рабочий раствор Кизв (Сu)=86-95% и Кизв (Zn)=67-90% по сравнению с лабораторными опытами, для которых Кизв (Сu)=53-63% и Кизв (Zn)=48-58%. 

3. При солянокислом выщелачивании для лабораторных опытов и укрупненных испытаний полученные коэффициенты извлечения в рабочий раствор Аu (вероятно, и Ag) практически аналогичны и составляют Кизв (Au, Ag)=89-96%.

4. В КЕК 2 содержится большое количество (> 70%), Fe и поэтому он может быть использован в качестве добавки в различных базовых процессах черной металлургии.

Остаточные концентрации в твердой фазе и коэффициенты извлечения элементов в рабочие растворы, полученные при лабораторных и укрупненных испытаниях 
№ п/п Характеристика Пример 1 Пример 2 Пример 3 
1. Остаточная концентрация в сульфидном огарке и KEK1,% (1 этап) S - 15-18/11-14 S - 11/9 S - 11/9 
Fe - 41-42/42-44 Fe - 43/53 Fe - 43/52 
Сu - 20/15-16 Сu - 20/7 Сu - 18/1,8 
Zn - 3,1-3,2/2,6-2,8 Zn - 3,2/2,4 Zn - 3,0/0,7 
2. Коэффициент извлечения металлов в сернокислый раствор,% (1 этап) 
Сu - 53-63 Сu - 86 Сu - 95 
Zn - 48-58 Zn - 67 Zn - 90 
3. Остаточная концентрация в КЕК2 (2 этап) Аu - 0,9-1,1 г/т Аu - 0,8 г/т Аu - 0,12 г/т 
Ag – 26 г/т Ag – 20 г/т Ag – 25 г/т 
Сu - 1,2-2,0% Сu - 0,5% Сu - 0,3% 
Zn - 0,5-0,9% Zn - 0,2% Zn - 0,1% 
Fe - 65-68% Fe - 70% Fe - 70% 
S - 0,7-0,9% S - 0,9% S – 0,7% 
4. Коэффициент извлечения металлов в солянокислый раствор, % (2 этап) Аu - 89 Au - 91 Au - 96 
Ag - 87 Ag - 91 Ag - 90 
Сu - 92-95 Сu - 95 Сu - 86 
Zn - 73-87 Zn - 95 Zn - 95 





ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ


1. Способ переработки медного концентрата колчеданных руд, включающий сульфатизирующий обжиг исходного концентрата и выщелачивание огарка с выделением металлов, отличающийся тем, что сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 500-600°С в течение 90-180 мин, а полученный огарок выщелачивают раствором серной кислоты или водой с отделением кека и фильтрата, из последнего электролизом выделяют медь, а осушенный кек шихтуют с окислителем и хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и проводят термообработку при температуре 450-550°С с получением спека, который выщелачивают раствором соляной кислоты, а из полученного фильтрата путем сорбции выделяют благородные металлы.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что кек шихтуют с хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов и окислителем при следующем соотношении компонентов, мас.%:

Кек 65-70

Хлориды щелочных и щелочно-

земельных металлов 15-25

Окислитель Остальное

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что огарок выщелачивают 3-6%-ным раствором серной кислоты при соотношении т:ж=1:(2,5-3).

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что спек выщелачивают 4-6%-ным раствором соляной кислоты при соотношении т:ж=1:(2-4).

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что огарок выщелачивают в течение 30-120 мин при постоянном перемешивании. 

6. Способ по п.1, отличающийся тем, что спек выщелачивают в течение 30-60 мин при постоянном перемешивании.

7. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов используют хлориды калия, натрия и магния.

8. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов используют карналлит или смесь бишофита и плава - отходов после электролиза Соликамского магниевого завода.

9. Способ по любому из пп.1-8, отличающийся тем, что в качестве окислителя используют двуокись марганца, и/или оксидные марганцевые руды, и/или их концентраты.