RU2667927C1 - Method of producing of high purity copper - Google Patents
Method of producing of high purity copper Download PDFInfo
- Publication number
- RU2667927C1 RU2667927C1 RU2017146741A RU2017146741A RU2667927C1 RU 2667927 C1 RU2667927 C1 RU 2667927C1 RU 2017146741 A RU2017146741 A RU 2017146741A RU 2017146741 A RU2017146741 A RU 2017146741A RU 2667927 C1 RU2667927 C1 RU 2667927C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- carried out
- electrolysis
- cake
- bidistillate
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 98
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 95
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 92
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 34
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 30
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 26
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 23
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 18
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid Substances OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000012224 working solution Substances 0.000 claims abstract description 11
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 9
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 9
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 8
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 19
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 12
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 11
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000010936 titanium Substances 0.000 claims description 6
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 5
- 239000004579 marble Substances 0.000 claims description 5
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 5
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 5
- 239000008399 tap water Substances 0.000 claims description 4
- 235000020679 tap water Nutrition 0.000 claims description 4
- 238000010908 decantation Methods 0.000 claims description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 3
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- 239000003818 cinder Substances 0.000 abstract description 8
- 238000010304 firing Methods 0.000 abstract description 7
- 238000007670 refining Methods 0.000 abstract description 7
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract 1
- 239000000758 substrate Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 8
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- 238000012797 qualification Methods 0.000 description 5
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H iron(3+) sulfate Chemical compound [Fe+3].[Fe+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 3
- 229910000360 iron(III) sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 235000013312 flour Nutrition 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 2
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical class [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004743 Polypropylene Substances 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004806 packaging method and process Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000002985 plastic film Substances 0.000 description 1
- 229920006255 plastic film Polymers 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 229920001155 polypropylene Polymers 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N sulfur monoxide Chemical class S=O XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052815 sulfur oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано при получении меди высокой чистоты из медного концентрата.The invention relates to metallurgy and can be used to obtain high purity copper from copper concentrate.
Переработка медного концентрата обычно включает сульфатизирующий обжиг, выщелачивание меди, ее электролитическое выделение и рафинирование. Описаны различные режимы проведения этих операций в зависимости от содержания металлов и вида примесей, которые подлежат удалению.The processing of copper concentrate typically involves sulphating roasting, leaching of copper, its electrolytic separation and refining. Various modes of carrying out these operations are described depending on the content of metals and the type of impurities to be removed.
Известен способ обжига пиритных концентратов, содержащих цветные металлы, с использованием кислородсодержащего дутья с последующей переработкой полученного сернистого ангидрида, включающий обжиг в две стадии, первую из которых осуществляют с недостатком кислорода при соотношении сера : кислород, равном 1:0,3-0,6, а вторую - при избытке кислорода при соотношении сера : кислород, равном 1:1,8-3,5. Затем газ первой стадии обжига объединяют с газом, полученным после второй стадии обжига, для совместной переработки. При этом на первой стадии обжига поддерживают температуру 650-850°С, а на второй - 610-720°С (SU 916385, 30.03.1982). Недостатком данного способа является сложность проведения процесса. Выщелачивание огарков при низком содержании цветных металлов в исходном сырье может привести к значительным потерям их с промывными водами и кеками.A known method of roasting pyrite concentrates containing non-ferrous metals using oxygen-containing blast followed by processing of the obtained sulfur dioxide, comprising roasting in two stages, the first of which is carried out with a lack of oxygen with a sulfur: oxygen ratio of 1: 0.3-0.6 and the second with an excess of oxygen with a sulfur: oxygen ratio of 1: 1.8-3.5. Then, the gas of the first calcination step is combined with the gas obtained after the second calcination step for joint processing. In this case, the temperature of 650-850 ° C is maintained in the first stage of firing, and 610-720 ° C in the second (SU 916385, 03/30/1982). The disadvantage of this method is the complexity of the process. Leaching of cinders with a low content of non-ferrous metals in the feedstock can lead to significant losses with flushing water and cake.
Описан способ переработки медьсодержащих материалов, включающий сульфатизирующий обжиг их в инертной среде, например азоте, в смеси с сульфатом железа (III) при соотношении халькопирит: сульфат железа (III), равном 0,8-1,2, выщелачивание огарка кислым водным раствором и извлечение меди из раствора (SU 1301858, 07.04.87). Недостатком данного способа является то, что ведение процесса обжига с добавлением сульфата железа (III) в количествах, превышающих количество перерабатываемого сырья, приводит к повышению содержания железа в растворе при выщелачивании, что ведет к увеличению затрат на извлечение меди. Кроме того, кислород, содержащийся в сульфате железа (III), образует во время обжига газообразные оксиды серы, загрязняющие воздушную среду.A method for processing copper-containing materials is described, including sulphating roasting them in an inert medium, such as nitrogen, in a mixture with iron (III) sulfate with a chalcopyrite: iron (III) sulfate ratio of 0.8-1.2, cinder leaching with an acidic aqueous solution and copper recovery from solution (SU 1301858, 04/07/87). The disadvantage of this method is that the firing process with the addition of iron (III) sulfate in amounts exceeding the amount of processed raw materials leads to an increase in the iron content in the solution during leaching, which leads to an increase in the cost of copper extraction. In addition, the oxygen contained in iron (III) sulfate forms, during firing, gaseous sulfur oxides polluting the air.
В патенте (ЕА 010941 (В1), ФЕЛПС ДОДЖ КОРПОРЕЙШН, 30.12.2008) описан способ «прямого» электрохимического извлечения меди из медьсодержащего материала, содержащий стадии: обеспечение потока исходного материала, содержащего медьсодержащий материал и кислоту; выщелачивание указанного потока исходного материала под давлением при температуре от около 100 до 250°С для получения суспензии продукта, предварительную обработку суспензии продукта, используя одну или несколько стадий химической или физической обработки для получения медьсодержащего раствора, подходящего для электрохимического извлечения; электрохимическое извлечение меди из части указанного медьсодержащего раствора для получения катодной меди и первого потока бедного электролита, не подвергая перед этим медьсодержащий раствор извлечению растворителем/раствором; электрохимическое извлечение меди из части указанного первого потока бедного электролита с получением второго потока бедного электролита и рециркуляцию части указанного второго потока бедного электролита на стадию выщелачивания под давлением. Однако этот способ очень чувствителен к параметрам измельчения исходной руды и предполагает малый размер частиц (порядка 172 мкм при 98% от общего количества), а потому затратен.The patent (EA 010941 (B1), FELPS DODGE CORPORATION, December 30, 2008) describes a method for the "direct" electrochemical extraction of copper from copper-containing material, comprising the steps of: providing a flow of a source material containing copper-containing material and acid; leaching said feed stream under pressure at a temperature of from about 100 to 250 ° C. to obtain a product suspension, pre-treating the product suspension using one or more chemical or physical processing steps to obtain a copper-containing solution suitable for electrochemical extraction; electrochemical extraction of copper from a portion of said copper-containing solution to obtain cathode copper and a first poor electrolyte stream, without first exposing the copper-containing solution to solvent / solution; electrochemical extraction of copper from a portion of said first poor electrolyte stream to produce a second lean electrolyte stream and recirculation of a portion of said second poor electrolyte stream to a pressure leach stage. However, this method is very sensitive to the grinding parameters of the initial ore and assumes a small particle size (about 172 microns at 98% of the total amount), and therefore is expensive.
Описан способ получения растворов медного купороса выщелачиванием цементной меди в растворах серной кислоты при нагреве и аэрации воздухом, описанный в монографии (С.С. Набойченко, В.И. Смирнов. Гидрометаллургия меди, М., Металлургия, 1974). Согласно этому методу количественное выщелачивание медных порошков проводят серной кислотой (130 г/л H2SO4) в каскаде реакторов при температуре >80°С в течение 4 часов и подаче воздуха, обогащенного кислородом. Недостатки процесса - высокая температура, продолжительность растворения и т.п. определяются известной высокой коррозионной устойчивостью металлической меди и связанной с этим замедленной кинетикой растворения. Известно также, что 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 (Матвеев Ю.Н., Стрижко B.C. «Технология металлургического производства цветных металлов (Теория и практика)», М. Металлургия, 1986, стр. 74). Однако этот метод переработки не применим при низких содержаниях меди в концентратах, когда содержание железа превосходит содержание меди.A method for producing solutions of copper sulfate by leaching of cement copper in sulfuric acid solutions during heating and aeration with air is described, described in a monograph (S. S. Naboyuchenko, V. I. Smirnov. Copper hydrometallurgy, M., Metallurgy, 1974). According to this method, the quantitative leaching of copper powders is carried out with sulfuric acid (130 g / l H 2 SO 4 ) in a cascade of reactors at a temperature of> 80 ° C for 4 hours and the supply of oxygen-enriched air. The disadvantages of the process are high temperature, duration of dissolution, etc. are determined by the well-known high corrosion resistance of metallic copper and the associated delayed kinetics of dissolution. It is also known that sulfatization roasting of copper concentrates containing 30-38% copper and 23% iron is carried out in fluidized bed furnaces with excess oxygen at a temperature of 690 ° C. The concentrate is loaded in the form of pulp with a solid content of about 86%. The cinder contains 75% copper sulfate and about 22.5% copper oxides. Copper extraction at the leaching stage is 97% of the initial content in the concentrate (Matveev Yu.N., Strizhko BC "Technology of metallurgical production of non-ferrous metals (Theory and practice)", M. Metallurgy, 1986, p. 74). However, this processing method is not applicable at low copper concentrations in concentrates, when the iron content exceeds the copper content.
В статье В.В. Максимова и А.Ю. Логиновой «Обзор основных химических методов извлечения в гидрометаллургии меди», ж. «Приоритетные научные направления: от теории к практике», №7, с. 123-129 (2013), показано, что автоклавное осаждение меди газообразными восстановителями и цементацией на железе требует поиска эффективных технологических решений и не обеспечивает высокой чистоты получаемой меди.In the article by V.V. Maksimova and A.Yu. Loginova, “Overview of the Basic Chemical Extraction Methods in Hydrometallurgy of Copper,” g. “Priority research areas: from theory to practice”, No. 7, p. 123-129 (2013), it was shown that autoclave copper deposition by gaseous reducing agents and carburizing on iron requires the search for effective technological solutions and does not provide high purity of the obtained copper.
Известен также 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). 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.There is also a method of processing sulfide copper ores and / or concentrates, which includes sulfatizing roasting, leaching of the cinder in a sulfuric acid solution and the extraction of copper from the solution (RU 2173726 C1, Uraltrans, 2001). The crushed raw materials are fired in a tubular furnace in a stream of nitrogen at a temperature of 850-950 ° C, which makes it possible to remove sulfur from ore and / or concentrates as much as possible during firing, to increase the degree of copper recovery (97-98%) during leaching. However, this method requires increased energy costs.
Наиболее близким к патентуемому является способ получения меди путем переработки медного концентрата (RU 2255126 С1, ООО "Интегра Груп.Ру", 27.07.2004 - прототип). 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, а кек - перерабатывают на получение благородных металлов. Способ не ставит своей целью получение меди именно ультравысокой чистоты не хуже 99,999%.Closest to patentable is a method for producing copper by processing copper concentrate (RU 2255126 C1, LLC Integra Group.ru, 07/27/2004 - prototype). It includes sulfatizing roasting of the initial concentrate and leaching of the cinder with the release of metals, while sulfatizing roasting of the initial copper concentrate is carried out in air at a temperature of 500-600 ° C for 90-180 minutes. The cinder is leached with a solution of sulfuric acid or water with separation of cake and filtrate, copper is extracted from the latter by electrolysis, and cake is processed to produce noble metals. The method does not aim at obtaining ultra-high purity copper of no worse than 99.999%.
Настоящее изобретение направлено на решение проблемы повышения чистоты получаемой меди при сокращении затрат и упрощении технологии.The present invention is directed to solving the problem of increasing the purity of the resulting copper while reducing costs and simplifying the technology.
Патентуемый способ получения меди высокой чистоты включает сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата и выщелачивание огарка с выделением меди электролизом.A patented method for producing high-purity copper includes sulfatizing roasting of the initial copper concentrate and leaching of the cinder with the release of copper by electrolysis.
Способ характеризуется следующим. Сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата проводят на воздухе при температуре 450-650°С в муфельной печи в течение 2-4 ч при регулярном перемешивании, спек охлаждают до комнатной температуры и проводят ситование до фракции менее 1,0 мм.The method is characterized by the following. Sulphating roasting of the initial copper concentrate is carried out in air at a temperature of 450-650 ° C in a muffle furnace for 2-4 hours with regular stirring, the cake is cooled to room temperature, and the mixture is screened to a fraction of less than 1.0 mm.
Полученный продукт ситования выщелачивают бидистиллятом с постоянным перемыванием пульпы и отделяют от кека фильтрованием рабочего раствора, затем в рабочий раствор вводят концентрированную серную кислоту в количестве 10-20 г/л и проводят первый электролиз с нерастворимым анодом с выделением 30-50% от общего содержания меди и получением на катоде пластинчатой меди, которую промывают в горячем бидистилляте.The resulting siting product is leached with double distillate with constant washing of the pulp and separated from the cake by filtration of the working solution, then concentrated sulfuric acid in the amount of 10-20 g / l is introduced into the working solution and the first electrolysis is carried out with an insoluble anode with the release of 30-50% of the total copper content and obtaining plate copper at the cathode, which is washed in hot bidistillate.
Далее проводят рафинирование меди, для чего полученную пластинчатую медь растворяют в бидистилляте с добавлением концентрированной серной кислоты особой чистоты с получением медного купороса (200 г/л H2SO4; 40 г/л Cu). Далее, в полученном и проводят второй электролиз при температуре в диапазоне от 52 до 58°С, при постоянном перемешивании электролита, после чего пластину рафинированной меди снимают с основы, осуществляют каскадную промывку и упаковывают, а отработанный электролит направляют на утилизацию.Next, copper refining is carried out, for which the obtained plate copper is dissolved in bidistillate with the addition of highly concentrated concentrated sulfuric acid to obtain copper sulfate (200 g / l H 2 SO 4 ; 40 g / l Cu). Further, in the obtained and the second electrolysis is carried out at a temperature in the range from 52 to 58 ° C, with constant stirring of the electrolyte, after which the plate of refined copper is removed from the base, cascaded washing and packaging are carried out, and the spent electrolyte is sent for disposal.
Способ может характеризоваться тем, что перемывание пульпы и отделение рабочего раствора от кека проводят на нутч-фильтрах, а также тем, что выщелачивание бидистиллятом проводят в эмалированном реакторе при нормальных условиях в течение 2-4 ч.The method can be characterized by the fact that washing the pulp and separating the working solution from the cake is carried out on suction filters, and also by leaching with bidistillate in an enameled reactor under normal conditions for 2-4 hours.
Способ может характеризоваться и тем, что при электролизе используют монополярное подключение электродов, причем в качестве анодов используют пластины листового свинца, а катодов - платины листового титана с размерами по ширине и высоте в интервале от 400 до 500 кв.мм, а также тем, что первый электролиз проводят при плотности тока 900-1100 А/м2.The method can be characterized by the fact that during electrolysis a monopolar connection of the electrodes is used, moreover, sheet lead plates are used as anodes, and titanium sheet platinum cathodes with dimensions in width and height in the range from 400 to 500 square mm, and also in that the first electrolysis is carried out at a current density of 900-1100 A / m 2 .
Способ может характеризоваться также тем, что из частично обезмеженного электролита по завершении первого электролиза проводят окончательный электролиз с получением черновой меди, а кроме того, тем, что каскадную промывку пластины рафинированной меди проводят последовательно в водопроводной воде, затем в горячем бидистилляте.The method can also be characterized by the fact that, after completion of the first electrolysis, the partially electrolyzed electrolyte is subjected to the final electrolysis to obtain blister copper, and in addition, the cascade washing of the refined copper plate is carried out sequentially in tap water, then in hot double distillate.
Способ может характеризоваться также и тем, что отработанный электролит с концентрацией меди не превышающей 3 г/л смешивают при температуре 50-60°С с порошкообразным карбонатом кальция в количестве 200-250 г/л, который при постоянном перемешивании постепенно вводят в отработанный электролит, полученную суспензию отстаивают, нейтрализированный раствор отделяют от кека утилизации фильтрованием или декантацией и направляют на приготовление бидистиллята для выщелачивания, при этом кек, полученный после выщелачивания и кек утилизации объединяют, высушивают и складируют, а кроме того, тем, что в качестве порошкообразного карбоната кальция используют мраморную муку.The method can also be characterized by the fact that the spent electrolyte with a copper concentration not exceeding 3 g / l is mixed at a temperature of 50-60 ° C with powdered calcium carbonate in an amount of 200-250 g / l, which is gradually introduced into the spent electrolyte with constant stirring, the resulting suspension is defended, the neutralized solution is separated from the disposal cake by filtration or decantation and sent to the preparation of bidistillate for leaching, while the cake obtained after leaching and disposal cake combining They are dried, dried and stored, and in addition, marble powder is used as powdered calcium carbonate.
Технический результат изобретения - повышение эффективности и снижение энергетических затрат при обеспечении экологической безопасности и чистоты получаемой меди не хуже 99,999%.The technical result of the invention is improving efficiency and reducing energy costs while ensuring environmental safety and purity of the resulting copper is not worse than 99.999%.
Существо патентуемого способа поясняется блок-схемой процесса, приведенной на фигуре.The essence of the patented method is illustrated by the flowchart of the process shown in the figure.
Предусматривается четырехстадийный процесс получения меди высокой чистоты.A four-step process for producing high purity copper is contemplated.
Первая стадия включает сульфатизирующий обжиг исходного медного концентрата. Обжиг проводят на воздухе при температуре 450-650°С в муфельной печи в течение 2-4 ч при регулярном перемешивании, спек охлаждают до комнатной температуры и проводят ситование до фракции менее 1,0 мм. Полученный продукт ситования передают на выщелачивание.The first stage includes sulfatization roasting of the original copper concentrate. The firing is carried out in air at a temperature of 450-650 ° C in a muffle furnace for 2-4 hours with regular stirring, the cake is cooled to room temperature and the screening is carried out to a fraction of less than 1.0 mm. The resulting siting product is passed to leaching.
На второй стадии полученный продукт ситования выщелачивают бидистиллятом в эмалированном реакторе без подогрева в течение 2-4 ч с постоянным перемыванием пульпы и отделяют от кека фильтрованием рабочего раствора. Фильтрование осуществляют на нутч-фильтрах.In the second stage, the obtained sitation product is leached with double distillate in an enameled reactor without heating for 2-4 hours with constant washing of the pulp and is separated from the cake by filtration of the working solution. Filtration is carried out on suction filters.
На третьей стадии в рабочий раствор вводят концентрированную серную кислоту квалификации ХЧ в количестве около 15 г/л (от 10 до 20 г/л). Далее, при непрерывной циркуляции электролита в электролизере проводят первый электролиз с нерастворимым анодом с выделением 30-50% от общего содержания меди с получением пластинчатой меди на катоде из листового титана. По окончании цикла электролиза, который составлял около 8 ч, катод с осажденной медью помещают в ванну для каскадной промывки в холодной водопроводной воде. Катодный осадок меди доращивают из свежего рабочего медьсодержащего раствора, затем катод с осажденной медью направляют на каскадную промывку в холодном и горячем (ок. 95°С) дистилляте. Первый электролиз проводят при плотности тока 900-1100 А/м2. Циркуляцию электролита в электролизере осуществляют шланговым насосом.At the third stage, concentrated sulfuric acid of qualification of ChP is introduced into the working solution in an amount of about 15 g / l (from 10 to 20 g / l). Further, during continuous circulation of the electrolyte in the electrolyzer, the first electrolysis is carried out with an insoluble anode with the release of 30-50% of the total copper content to obtain plate copper at the cathode from titanium sheet. At the end of the electrolysis cycle, which was about 8 hours, the cathode with deposited copper was placed in a bath for cascading washing in cold tap water. The cathode deposit of copper is grown from a fresh working copper-containing solution, then the cathode with precipitated copper is sent for cascade washing in cold and hot (approx. 95 ° C) distillate. The first electrolysis is carried out at a current density of 900-1100 A / m 2 . The circulation of the electrolyte in the cell is carried out by a hose pump.
Частично обезмеженный электролит, оставшийся от первого электролиза, переносят в другой электролизер и проводят окончательный электролиз с получением черновой меди. Затем, катоды промывают, подсушивают, снимают полученную медь и направляют на склад. Черновая медь характеризуется марками М-0 или М-1. Расход электроэнергии составляет в среднем около 5,0 кВт⋅ч/кг меди.The partially debonded electrolyte remaining from the first electrolysis is transferred to another electrolysis cell and the final electrolysis is carried out to obtain blister copper. Then, the cathodes are washed, dried, the resulting copper is removed and sent to the warehouse. Blister copper is characterized by the brands M-0 or M-1. Electricity consumption averages about 5.0 kWh / kg of copper.
На четвертой стадии проводят рафинирование наработанной пластинчатой меди. Из полученной на третьей стадии пластинчатой меди приготавливают раствор медного купороса. Для этого пластинчатую медь снимают с основы, растворяют в бидистилляте с добавлением концентрированной серной кислоты особой чистоты квалификации «ОСЧ» с получением медного купороса. Состав электролита: 200 г/л H2SO4; 40 г/л Cu. Второй электролиз проводят при температуре около 55°С (в диапазоне от 52 до 58°С), при постоянной циркуляции электролита, плотность тока составляет ок. 340-350 А/м2. Расход электроэнергии составляет в среднем около 0,2 кВт⋅ч/кг меди. По завершении электролиза катоды промывают холодной водопроводной водой, а далее - в холодном дистилляте. После этого катодный осадок рафинированной меди снимают с основы, режут на куски, осуществляют промывку в горячем бидистилляте, подсушивают фильтровальной бумагой и упаковывают в полиэтиленовую пленку. Освобожденные от меди титановые электроды направляют на повторное рафинирование.At the fourth stage, the spent plate copper is refined. A solution of copper sulfate is prepared from the plate copper obtained in the third stage. For this, lamellar copper is removed from the base, dissolved in double distillate with the addition of highly pure concentrated sulfuric acid of qualification “OSH” to obtain copper sulfate. The composition of the electrolyte: 200 g / l H 2 SO 4 ; 40 g / l Cu. The second electrolysis is carried out at a temperature of about 55 ° C (in the range from 52 to 58 ° C), with constant circulation of the electrolyte, the current density is approx. 340-350 A / m 2. Electricity consumption averages about 0.2 kWh / kg of copper. Upon completion of the electrolysis, the cathodes are washed with cold tap water, and then in cold distillate. After that, the cathode deposit of refined copper is removed from the base, cut into pieces, washed in hot bidistillate, dried with filter paper and wrapped in a plastic film. Titanium electrodes freed from copper are sent for refining.
Заявитель сопоставлял результаты рафинирования меди, полученные по описанной выше методике, с результатами прямого рафинирования, когда полученную на третьей стадии пластинчатую медь на основе из листового титана используют непосредственно в качестве анода. При этом использовался электролит состава: медный купорос CuSO4⋅5H2O квалификации «ЧДА», растворенный в бидистилляте с добавлением концентрированной серной кислоты (200 г/л) и соляной кислоты (0,04 г/л) квалификации «ХЧ». Однако при этом в полученной меди заметно увеличивалось содержание примесей Se, Sb и Sn, очевидно за счет повышения их концентрации в медном купоросе. В соответствии с полученными экспериментальными результатами, окончательно рекомендован процесс рафинирования в электролите, полученном при растворении наработанной пластинчатой меди в результате первого электролиза.The applicant compared the results of copper refining obtained by the above method with the results of direct refining, when the plate copper obtained on the third stage from a sheet of titanium is used directly as an anode. An electrolyte of the composition was used: copper sulfate CuSO 4 ⋅ 5H 2 O of the qualification “ChDA” dissolved in bidistillate with the addition of concentrated sulfuric acid (200 g / l) and hydrochloric acid (0.04 g / l) of the qualification “ChP”. However, in this case, the content of Se, Sb, and Sn impurities in the copper obtained markedly increased, apparently due to an increase in their concentration in copper sulfate. In accordance with the obtained experimental results, the refining process in the electrolyte obtained by dissolving the accumulated plate copper as a result of the first electrolysis is finally recommended.
При проведении электролиза используют монополярное подключение электродов. В качестве анодов используют пластины листового свинца толщиной 2-3 мм, а катодов - пластины листового титана марки ВТ-0 толщиной 2 мм с размерами по ширине и высоте в интервале от 400 до 500 кв.мм. Ванны электролизеров выполняются из полипропилена, размером 1000×1000×500 (мм), оснащены односторонним бортовым отсосом воздуха и ошиновку по ширине ванны для установки штанг с электродами.When conducting electrolysis, a monopolar connection of the electrodes is used. As anodes, plates of lead sheet 2-3 mm thick are used, and cathodes are plates of VT-0 grade titanium sheet 2 mm thick with dimensions in width and height in the range from 400 to 500 square mm. The electrolyzer bathtubs are made of polypropylene, with a size of 1000 × 1000 × 500 (mm), equipped with a one-sided on-board air suction and a busbar along the width of the bath for installation of rods with electrodes.
После проведения первого электролиза пластинчатой меди, и окончательного электролиза с получением черновой меди отработанный электролит - частично обезмеженный раствор (концентрация меди не выше 3 г/л) имеет значительную кислотность рН 1-1,5 и большое содержание ряда компонентов, в связи с чем подвергается нейтрализации и очистке.After the first electrolysis of plate copper, and the final electrolysis to produce blister copper, the spent electrolyte, a partially non-dehydrated solution (copper concentration not higher than 3 g / l), has a significant pH of 1-1.5 and a high content of a number of components, and therefore neutralize and clean.
Отработанный электролит смешивают при температуре 50-60°С с порошкообразным карбонатом кальция - известковой (мраморной) мукой в количестве 200-250 г/л, которую постепенно в течение 30-60 мин вводят при постоянном перемешивании в отработанный электролит. Следует отметить, что указанный температурный диапазон оптимален с точки зрения полноты реакции нейтрализации и удачно совпадает с температурой обезмеженного рабочего раствора вследствие джоулева нагрева в электролизере. Полученную суспензию отстаивают в течение около 60 мин, нейтрализированный раствор отделяют от кека утилизации фильтрованием или декантацией и направляют на приготовление бидистиллята для выщелачивания. Кек, полученный после выщелачивания, и кек утилизации объединяют, высушивают и складируют. В качестве порошкообразного карбоната кальция может быть использована мраморная мука - тонкомолотый порошок мрамора, состоящий на 99,8% из СаСО3 (по данным рентгенофлуресцентного анализа РФА). Проведенные исследования показали, что полученные нейтрализованные растворы с рН 7 характеризуются содержанием компонентов ниже ПДК (за исключением цинка). По данным РФА, проведенного в лаборатории ИГЕМ РАН, имеют следующий состав, (%): SO3 - 38,0-41,0; СаО - 47,1-52,9; Fe2O3 - 2,2-2,7; Cu - 4,4-6,0; Zn - 1,345.The spent electrolyte is mixed at a temperature of 50-60 ° C with powdered calcium carbonate - lime (marble) flour in an amount of 200-250 g / l, which is gradually introduced into the spent electrolyte for 30-60 minutes with constant stirring. It should be noted that the indicated temperature range is optimal from the point of view of the completeness of the neutralization reaction and successfully coincides with the temperature of the decoupled working solution due to the Joule heating in the electrolyzer. The resulting suspension is left to stand for about 60 minutes, the neutralized solution is separated from the disposal cake by filtration or decantation and sent to the preparation of bidistillate for leaching. The cake obtained after leaching and the disposal cake are combined, dried and stored. Mill ground marble powder consisting of 99.8% CaCO 3 (according to XRD analysis rentgenoflurestsentnogo) - The marble flour can be used as powder of calcium carbonate. Studies have shown that the resulting neutralized solutions with a pH of 7 are characterized by a content of components lower than the MPC (with the exception of zinc). According to the XRD data, conducted in the laboratory of IGEM RAS, they have the following composition, (%): SO 3 - 38.0-41.0; CaO - 47.1-52.9; Fe 2 O 3 - 2.2-2.7; Cu - 4.4-6.0; Zn - 1,345.
Полученные по патентуемому способу образцы целевого продукта - меди высокой чистоты были исследованы в Испытательном аналитико-сертификационном центре ГИРЕДМЕТа (сертификат №11937.04). В соответствии с этим сертификатом, содержание меди в образце составляет 99,999%, что соответствует марке m5N согласно квалификации ALFA Finest Research Chemical and Metals catalogue of Johnson Matthey. Таким образом, представленные данные свидетельствуют об эффективности и снижении затрат при обеспечении экологической безопасности и чистоты получаемой меди не хуже 99,999%.Obtained by the patented method, samples of the target product - high purity copper were investigated in the Test analytical and certification center GIREDMET (certificate No. 11937.04). According to this certificate, the copper content in the sample is 99.999%, which corresponds to the m5N grade according to the qualification of ALFA Finest Research Chemical and Metals catalog of Johnson Matthey. Thus, the data presented indicate the efficiency and cost reduction while ensuring environmental safety and purity of the obtained copper is not worse than 99.999%.
Claims (9)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2017146741A RU2667927C1 (en) | 2017-12-28 | 2017-12-28 | Method of producing of high purity copper |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2017146741A RU2667927C1 (en) | 2017-12-28 | 2017-12-28 | Method of producing of high purity copper |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2667927C1 true RU2667927C1 (en) | 2018-09-25 |
Family
ID=63668935
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2017146741A RU2667927C1 (en) | 2017-12-28 | 2017-12-28 | Method of producing of high purity copper |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2667927C1 (en) |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2250515A (en) * | 1990-11-27 | 1992-06-10 | Rhone Poulenc Chemicals | Controlling acid misting during electrolytic recovery of metals |
| US5468353A (en) * | 1994-05-05 | 1995-11-21 | Minnesota Mining And Manufacturing Company | Mist suppressant for solvent extraction metal electrowinning |
| WO1996041027A1 (en) * | 1995-06-07 | 1996-12-19 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| RU2134311C1 (en) * | 1995-10-18 | 1999-08-10 | Электрокоппер Продактс Лимитед | Method of producing copper metal powder, copper oxides and copper foil |
| RU2178342C1 (en) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Method for processing copper containing products |
| RU2255126C1 (en) * | 2004-07-27 | 2005-06-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Интегра Груп. Ру" | Thermohydrometallurgical method of complex processing of puritic ore copper concentrate and extraction of non-ferrous and noble metals |
| EA200700887A1 (en) * | 2004-10-29 | 2007-10-26 | Фелпс Додж Корпорейшн | METHOD OF EXTRACTING COPPER |
-
2017
- 2017-12-28 RU RU2017146741A patent/RU2667927C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2250515A (en) * | 1990-11-27 | 1992-06-10 | Rhone Poulenc Chemicals | Controlling acid misting during electrolytic recovery of metals |
| US5468353A (en) * | 1994-05-05 | 1995-11-21 | Minnesota Mining And Manufacturing Company | Mist suppressant for solvent extraction metal electrowinning |
| WO1996041027A1 (en) * | 1995-06-07 | 1996-12-19 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| RU2134311C1 (en) * | 1995-10-18 | 1999-08-10 | Электрокоппер Продактс Лимитед | Method of producing copper metal powder, copper oxides and copper foil |
| RU2178342C1 (en) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Method for processing copper containing products |
| RU2255126C1 (en) * | 2004-07-27 | 2005-06-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Интегра Груп. Ру" | Thermohydrometallurgical method of complex processing of puritic ore copper concentrate and extraction of non-ferrous and noble metals |
| EA200700887A1 (en) * | 2004-10-29 | 2007-10-26 | Фелпс Додж Корпорейшн | METHOD OF EXTRACTING COPPER |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Dvořák et al. | Hydrometallurgical recovery of zinc from hot dip galvanizing ash | |
| CN104831064B (en) | Acidleach-cyclone electrolytic cell technology technique of high efficiente callback copper from lead copper matte is pressed with oxygen | |
| Moradkhani et al. | Selective zinc alkaline leaching optimization and cadmium sponge recovery by electrowinning from cold filter cake (CFC) residue | |
| CN101928836A (en) | Method for comprehensively recovering valuable metals from bismuth-containing complex materials | |
| CN103842557A (en) | Electrorecovery of gold and silver from thiosulphate solutions | |
| WO2020232505A1 (en) | Production of manganese sulphate | |
| FI128333B (en) | Processes for production of micronutrients from spent alkaline batteries | |
| CN105567983B (en) | A kind of cigarette ash treatment process during Copper making | |
| EA037379B1 (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical method for processing ore | |
| US4159232A (en) | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron | |
| US8398740B2 (en) | Method for the production of metal powder | |
| US20240287644A1 (en) | Recovery method for valuable metals in copper anode slime | |
| NO139096B (en) | PROCEDURE FOR THE PREPARATION OF HIGH-RIGHT ELECTROLYTE COPPER BY REDUCTION ELECTROLYSIS | |
| PL111879B1 (en) | Method of recovery of copper from diluted acid solutions | |
| CN109971945A (en) | A kind for the treatment of process of coarse tin decoppered slag | |
| CN105887118A (en) | Method for selectively separating and recycling tellurium from tellurium-containing materials | |
| RU2667927C1 (en) | Method of producing of high purity copper | |
| CN114502752B (en) | Method for processing copper sulfide and nickel sulfide materials | |
| US20210292927A1 (en) | Method for refining bismuth | |
| US20070114136A1 (en) | Method of obtaining electrolytic manganese from ferroalloy production waste | |
| JP2017066520A (en) | Method for refining bismuth | |
| Boyanov et al. | Removal of copper and cadmium from hydrometallurgical leach solutions by fluidised bed electrolysis | |
| Mukongo et al. | Zinc recovery from the water-jacket furnace flue dusts by leaching and electrowinning in a SEC-CCS cell | |
| CN113355701A (en) | Method for separating and recovering silver and gallium | |
| Ayala et al. | Reuse of anode slime generated by the zinc industry to obtain a liquor for manufacturing electrolytic manganese |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20201229 |