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.




ПРОЧИТАТЬ НУЖНО ВСЕМ !
Судьба пионерских изобретений и научных разработок, которым нет и не будет аналогов на планете еще лет сорок, разве что у инопланетян

Независимый научно технический портал
Устройства и способы извлечения цветных, редкоземельных и благородных металлов






СОВЕРШЕННО БЕСПЛАТНО!
Вам нужна ПОЛНАЯ ВЕРСИЯ данного патента? Сообщите об этом администрации портала. В сообщении обязательно укажите ссылку на данную страницу.


ПОИСК ИНФОРМАЦИИ В БАЗЕ ДАННЫХ


Режим поиска: "и" "или"

Инструкция. Ключевые слова в поле ввода разделяются пробелом или запятой. Регистр не имеет значения.

Режим поиска "И" означает, что будут найдены только те страници, где встречается каждое из ключевых слов. При использовании режима "или" результатом поиска будут все страници, где встречается хотя бы одно ключевое слово.

В любом режиме знак "+" перед ключевым словом означает, что данное ключевое слово должно присутствовать в найденных файлах. Если вы хотите исключить какое-либо слово из поиска, поставьте перед ним знак "-". Например: "+извлечение -золота".

Поиск выдает все данные, где встречается введенное Вами слово. Например, при запросе "золото" будут найдены слова "золотой", "золотое" и другие. Восклицательный знак после ключевого слова означает, что будут найдены только слова точно соответствующие запросу ("золото!").




Рейтинг@Mail.ru