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FR2602797A1 - Procede d'enrichissement de minerais de cuivre oxydes difficilement enrichissables - Google Patents

Procede d'enrichissement de minerais de cuivre oxydes difficilement enrichissables Download PDF

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FR2602797A1
FR2602797A1 FR8610972A FR8610972A FR2602797A1 FR 2602797 A1 FR2602797 A1 FR 2602797A1 FR 8610972 A FR8610972 A FR 8610972A FR 8610972 A FR8610972 A FR 8610972A FR 2602797 A1 FR2602797 A1 FR 2602797A1
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Abstract

L'INVENTION CONCERNE LA METALLURGIE DES METAUX NON FERREUX, ET PLUS SPECIALEMENT UN PROCEDE D'ENRICHISSEMENT DE MINERAIS DE CUIVRE OXYDES DIFFICILEMENT ENRICHISSABLES. LE PROCEDE COMPORTE LA PREPARATION D'UNE PULPE, SA SULFURATION ET SA FLOTTATION. LA SULFURATION DE LA PULPE EST EFFECTUEE PAR DU SOUFRE FONDU UNE TEMPERATURE DE 115 A 180C ET UNE PRESSION DE 1,5 A 10ATM. LA SULFURATION PEUT ETRE OPEREE EN PRESENCE DE SULFATE OU DE CHLORURE DE SODIUM. L'INVENTION PEUT TROUVER DES APPLICATIONS EN METALLURGIE DES METAUX NON FERREUX POUR L'OBTENTION DU CUIVRE ET DE PRODUITS DE VALEUR ASSOCIES, NOTAMMENT L'ARGENT.

Description

La présente invention concerne la métallurgie des métaux non ferreux, notamment les procédés de concentration des minerais de cuivre, et plus spécialement elle a trait aux procédés d'enrichissement des minerais de cuivre oxydés difficilement enrichissables.
Suivant leur composition minéralogique, les minerais de cuivre sont divisés en minerais sulfurés, minerais mixtes (oxydés et sulfurés) et minerais oxydés. L'enrichissement des minerais sulfurés par les méthodes de flottation traditionnelles ne présente pas de difficultés. Par contre, les minerais oxydés et mixtes sont, en règle géné- rale, difficilement enrichis sables.
La flottation de ces derniers minerais fournit des concentrés pauvres. Le taux d'extraction du cuivre, qui passe dans le concentré, et de certains métaux de valeur associés, notamment l'argent, est peu élevé. Le phénomène s'explique par la présence dans les minerais oxydés de minéraux à flottation difficile : chrysocolle, cuprite, malachite, brochantite, etc. Toutefois, en raison de l'épuisement des réserves de minerais de cuivre sulfurés, l'enrichissement des minerais oxydés revêt une grande importance pratique.
On connait plusieurs procédés d'enrichissement de minerais de cu'ivre oxydés.
Le brevet des Etats-Unis nO 4 200 455, cl. int.C22B 15/10, publié le 29 avril 1980, propose de griller un minerai de cuivre oxydé dans un milieu réducteur à une température de 500 à 10000C en présence d'acide chlorhydrique et de sulfure d'hydrogène, le grillage étant suivi d'une lixiviation du cuivre contenu dans le minerai grillé par une solution de carbonate d'ammonium. Ce procédé nécessite beaucoup d'énergie pour chauffer toute la quantité de minerai jusqu'aux températures indiquées. Le grillage donne lieu à des émanations de poussières et de gaz toxiques, d'où la nécessité de résoudre le problème du captage des poussières et de l'épuration des gaz d'échappement.En outre, la mise en oeuvre de produits toxiques tels que l'ammoniaque et le sulfure d'hydrogène nécessite des mesures de sécurité spéciales, ce qui alourdit le coût du procédé.
Dans un autre procédé connu, décrit dans le brevet des Etats-Unis nO 2 989 394, C1 nat. 75-2, publié le 20 juin 1961, un minerai de cuivre oxydé est mélangé avec des sulfures de fer (de la pyrite ou de la pyrrhotine) et des chlorures de métaux alcalins ou alcalino-terreux.
Ensuite, on grille le mélange à une température de 500 à 8000C dans un milieu neutre ou réducteur en présence de vapeur d'eau. Ce dernier traitement a pour but de convertir les composés oxydés de cuivre en sulfures qui sont facilement extraits par un procédé de fottation à l'écume.Tout comme le procédé précédemment décrit, cette méthode nécessite beaucoup d'énergie et donne lieu, lors du grillage, à des produits gazeux toxiques et à des poussières. Les concentrés qui en résultent présentent des taux d'extraction de 82% pour le cuivre et de 72% pour l'argent.
On sait que le cuivre peut être extrait de ses minerais oxydés par lixiviation avec des solutions d'alcalis ou d'acides. Ainsi, le brevet des Etats-Unis nO 3 985 855, Cl. int CO1G 3/00, publié le 12 novembre 1976, propose d'utiliser comme agent de lixiviation une solution à 25% d'hydroxyde de sodium. L'opération est effectuée à une température de 60 à 1000C en présence d'un silicate à raison de 50 à 100% de i a m a s s e du minerai de départ.
Ensuite, la solution contenant le cuivre est séparée de la phase solide par filtration. Toutefois, cette méthode ne peut être utilisée que pour l'extraction du cuivre. Lorsqu'il s'agit de traiter des minerais oxydés contenant, outre le cuivre, l'argent, cette méthode se révèle peu efficace quant à l'extraction de ce dernier, étant donné que les composés d'argent ne se prêtent pas à la lixiviation dans les conditions précitées.
La mise en oeuvre de l'hydroxyde de sodium est également indésirable en raison du coût élevé de ce produit, de sa toxicité et des difficultés liées à sa manipulation.
On connaît bien un procédé d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés difficilement enrichissables, qui consiste à lixivier le cuivre par l'acide sulfurique, à précipiter le cuivre à partir de sa solution ainsi obtenue, à introduire dans la pulpe des copeaux de fonte ou du fer en éponge et à faire subir. la flottation au précipité de cuivre métallique qui en résulte.
On connaît également d'autres méthodes d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés, dans lesquelles on utilise des acides pour la lixiviation. Selon le brevet des Etats-Unis nO 4 008 072, C1. int. C22B 15/08, publié le 15 février 1977, la pulpe résultant d'une lixiviation par l'acide sulfurique d'un minerai de cuivre oxydé est traitée par des sulfures ionisants, de préférence le sulfure d'hydrogène. Les sulfures de cuivre qui en résultent sont ensuite extraits par flottation.
Le brevet des Etats-Unis nO 3 728 430, Cl. int.
CO1G, 3/12, publié le 17 avril 1973, propose un procédé d'enrichissement de minerais oxydés et de minerais mixtes oxydés et sulfurés, selon lequel la lixiviation du cuivre et sa précépitation sous forme de sulfures s'effectuent simultanément. Selon ce procédé, le minerai réduit est mélangé avec de l'eau, du soufre élémentaire, un acide et des sulfites hydrosolubles (bisulfites).
La pulpe ainsi obtenue est réchauffée. La lixiviation du cuivre, et parallèlement, sa sulfuration, sont opérées pendant 20 mn à une température de 25 à 1000C.
Ensuite, la pulpe est refroidie et soumise à la flottation. Dans ce procédé, on fait passer dans le concentré de flottation 75 à 85% de cuivre.
Pour les minerais de cuivre oxydés contenant de fortes proportions de carbonates de calcium et de magnésium, la mise en oeuvre de la lixiviation par un acide est indésirable, car dans ce cas la consommation d'acide augmente considérablement, l'acide interagissant activement avec les carbonatas'précités et étant ainsi perdu irréversiblement. Il existe également d'autres difficultés liées à l'utilisation des acides : leur haut pouvoir corrosif pose le problème de la protection du matériel contre leur action destructrice; les produits allant aux terrils, les déchets de flottation, les eaux usées contenant de l'acide polluent l'environnement.
Tous les procédés connus énumérés d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés ne permettent pas d'obtenir un taux d'extraction maximum du cuivre et des produits de valeur associés à ces minerais. En outre, les uns exigent beaucoup d'énergie et polluent l'environnement par des substances nocives, d'autres impliquent la mise en oeuvre d'acides et d'alcalis nuisibles au personnel préposé et font apparaître des difficultés supplémentaires liées à la séparation de la phase solide d'avec la phase liquide et à la neutralisation des produits allant aux terrils.
La présente invention se propose de mettre au point un tel procédé d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés difficilement enrichissables qui permette d'obtenir un taux d'extraction maximum du cuivre qui passe du minerai dans le concentré avec une extraction parallèle de l'argent desdits minerais, procédé qui réduise la pollution de l'environnement et simplifie la technologie.
Le problème ainsi posé est résolu avec un procédé d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés difficilement enrichissables, qui consiste à préparer une pulpe; à sulfurer la pulpe obtenue par du soufre élémentaire; à soumettre la pulpe à une flottation qui fournit un concentré sulfuré, procédé qui, suivant l'invention, est caractérisé par le fait que la sulfuration de la pulpe est effectuée par du soufre en fusion.
Le procédé proposé permet d'accrottre jusqu'à 92,6%, le taux d'extraction du cuivre passant dans le concentré. En outre, le procédé permet d'extraire parallèlement de l'argent également avec un haut taux d' extraction, allant jusqu'à 90,2%. L'invention permet, en plus, de réduire considérablement les rejets de substances nocives dans l'environnement. L'invention permet, de surcroit, de simplifier le schéma technologique du processus en supprimant le stade de lixiviation du minerai, stade qui fait passer le cuivre du minerai dans la solution.
On a intérêt à ce que le rapport en masse entre le soufre élémentaire utilisé pour la sulfuration de la pulpe et le cuivre oxydé soit égal à 0,2 à 1,5:1. Cette proportion suffit pour une réalisation efficace de la réaction de sulfuration. Il est souhaitable d'opérer la sulfuration de la pulpe à une température de 115 à 1800C et une pression de 1,5 à 10 atm. Dans ces conditions, le soufre fond et interagit efficacement avec le cuivre oxydé du minerai et les produits de valeur associés, notamment 1 'argent.
Il est recommandé d'opérer la sulfuration de la pulpe en présence de sulfate de sodium ou d'un minerai contenant du sulfate de sodium, notamment la mirabilite.
Cela permet d'accroitre de façon supplémentaire jusqu'à 98,6% le taux d'extraction du cuivre. Il est souhaitable de maintenir le rapport en masse entre le sulfate de sodium ou la mirabilite et le soufre élémentaire de façon qu'une partie en masse de soufre élémentaire corresponde à 3 à 7 parties en masse de sulfate de sodium.
Outre les additions mentionnées de sulfate de sodium et de mirabilite, la sulfuration de la pulpe peut être opérée en présence de chlorure de sodium ou de chlorure de calcium dans une proportion en masse de 0,7 à 3:1 par rapport au soufre. L'addition des produits indiqués permet également d'accroître de 2 à 5% le taux d'extraction du cuivre et de 3 à 7% celui d'argent.
A l'issue de la sulfuration, la pulpe est soumise à une flottation qui fournit un concentré sulfuré, à partir duquel, par un traitement métallurgique ultérieur, on extrait du cuivre, de l'argent et d'autres produits de valeur.
On a intérêt à recycler du concentré sulfuré, à raison de 1,5 à 3,0% en masse par rapport au minerai oxydé de départ, au stade de préparation de la pulpe initiale.
Cet artifice permet de réduire de 1,5 à 3 fois la consommation du soufre élémentaire utilisé pour la sulfuration.
Ces avantages de l'invention et d'autres encore seront compris à la lecture d'une description détaillée du procédé.
Un minerai de cuivre oxydé difficilement enrichi sa sable est réduit jusqu'à une granulométrie de 0,74mm. On prélève ensuite une fraction contenant 50 à 100% de particules de cette taille, on la mélange avec de l'eau et on prépare la pulpe en maintenant le rapport entre les phases solide et liquide (S:L) égal à 1:0,5 à 3,0.
Dans la pulpe ainsi préparée, on introduit du soufre élémentaire, le rapport en masse entre le soufre et le cuivre oxydé étant de 0,2 à 1,5:1, c'est-à-dire qu'une partie en masse de cuivre oxydé doit correspondre à 0,2 à 1,5 partie en masse de soufre. Ensuite, la pulpe est soumise, conformément à l'invention, à la sulfuration par le soufre fondu. Un des artifices simples et faciles à réaliser pour entretenir le soufre à l'état fondu consiste à réchauffer la pulpe jusqu'à une température de 115 à 1800C dans une enceinte close, notamment une étuve.
Lors du chauffage de la pulpe jusqu'à la température indiquée, la pression dans l'enceinte s'élève jusqu'à 1,5 à 10 atm. On effectue, pendant 20 à 120 mn, la sulfuration de la pulpe dans les conditions indiquées. Aux températures précitées, le soufre élémentaire est fondu et interagit avec les composés oxydés de cuivre et d'argent contenus dans la phase solide. Il en résulte des sulfures de cuivre et d'argent avec un rendement maximum, ce qui se répercute favorablement sur leurs taux d'extraction lors de la flottation, qui atteignent 90% et plus.
La nécessité de réaliser la sulfuration à une température comprise entre 115 et 1800C est due au fait qu'une température de sulfuration inférieure à 1150C est insuffisante pour faire fondre le soufre d'où une ineffi cacité de la réaction entre le cuivre et le soufre, alors que la réalisation de la sulfuration à une température su périeure à 1800C n'accrott pas le rendement en sulfures de cuivre et d'argent tout en entraînant une augmentation supplémentaire de la consommation d'énergie.
La proportion indiquée du soufre nécessaire à la sulfuration est déterminée par le fait qu'une quantité inférieure à 0,2 partie en masse est insuffisante pour convertir en sulfures la totalité du cuivre contenu dans le minerai, alors qu'une quantité dépassant la limite supérieure, soit 1,5 parties en masse, entraine une consommation accrue et injustifiée de soufre, sans augmenter le rendement en sulfure.
Comme il a été indiqué plus haut, la durée de sulfuration est de 20 à 120 mn. Ces limites sont déterminées par le fait que la sulfuration durant moins de 20 mn n'assure pas un bon rendement en sulfures, alors que la réalisation de la sulfuration pendant plus de 120 mn ne donne pas d'accroissement supplémentaire du rendement en sulfures, mais fait seulement durer le processus, ce qui est indésirable.
On effectue donc, conformément à l'invention, la sulfuration de la pulpe par le soufre élémentaire à une température de.la pulpe de minerai comprise entre 115 et 1800C, le soufre étant à l'état fondu, et le cuivre dans la phase solide et non à l'état dissous, comme c'est le cas dans les procédés connus. Les procédés connus prévoient une lixiviation obligatoire du minerai par un acide ou un alcali, afin de faire passer le cuivre dans la solution, et ce n'est qu'après cela qu'on soumet le cuivre, à l'état dissous, à la sulfuration.
Dans le procédé suivant l'invention, la formation de sulfures se produit par suite de l'interaction du soufre fondu directement avec le cuivre contenu dans la phase solide du minerai et non dans la solution. La sulfuration de la pulpe opérée de la sorte a permis d'obtenir un effet inattendu qui consiste en un rendement accru en sulfures de cuivre. Ce fait favorise le taux d'extraction des sulfures de cuivre qui passent dans le concentré lors de la flottation, ce taux augmentant considérablement pour atteindre 90% et davantage. Un autre effet inattendu réside dans un taux d'extraction plus grand de l'argent passant dans le concentré, alors que, dans les procédés connus, le taux d'extraction de l'argent est très faible ou nul.
Le procédé suivant l'invention pour enrichir des minerais de cuivre oxydés supprime l'opération de lixiviation du cuivre contenu dans le minerai et simplifie le matériel requis pour la mise en oeuvre du procédé.
A l'issue de la sulfuration, la pulpe contenant les sulfures de cuivre et d'argent est refroidie jusqu'à la température du milieu ambiant (10 à 300C) et soumise à une flottation à l'écume qu'on réalise avec des agents classiques : un collecteur (xanthogénate de butyle) èt un agent moussant (mélange d'alcools et de dialcools des séries tyrannique et dioxanique). Le taux d'extraction du cuivre passant dans le concentré de flottation atteint 92,6%. On a également constaté un taux élevé d'extraction de l'argent qui atteint 90,1%.
La réalisation de la flottation ne nécessite pas de réactifs régulateurs de pH du milieu, ce qui simplifie l'opération de flottation. Cela s'explique par le fait que la pulpe issue de la sulfuration à un pH de 6 à 7, soit une valeur adéquate pour une réalisation efficace de la flottation, aussi n'exige-t-elle pas, de façon supplémentaire, des réactifs régulateurs de pH du milieu.
Il est recommandé d'effectuer la sulfuration de la pulpe en présence de sulfate de sodium ou d'un minerai contenant du sulfate de sodium, notamment la mirabilite, qui a pour formule Na2SO4 . 10H20. Cette addition permet d'accroftre de façon supplémentaire de 4 à 6% les taux d'extraction du cuivre et de l'argent passant dans le concentré.
Il est souhaitable de maintenir le rapport en masse entre le sulfate de sodium ou la mirabilite et le soufre élémentaire de façon qu'une partie en masse de soufre élémentaire corresponde à 3 à 7 parties en masse de sulfate de sodium. Cette addition accrott l'efficacité de l'interaction entre les composés de cuivre et d'argent et le soufre élémentaire et contribue ainsi à augmenter le rendement en sulfures de cuivre et d'argent. Si le sulfate de sodium ou la mirabilite (en calculant en sulfate de sodium) sont utilisés en proportion inférieure à 3 parties en masse, on n'observe pas de rendement supplémentaire en sulfures, alors que leur introduction en quantité supérieure à 7 parties en masse n'accroît plus ce rendement supplémentaire.
La sulfuration de la pulpe peut également être opérée en présence de chlorures de sodium ou de calcium.
L'addition desdits chlorures permet également d'accroître de façon supplémentaire le rendement en sulfures de cuivre et d'argent. Il est souhaitable que lesdits produits soient pris en quantités de 0,7 à 3 parties en masse pour 1 partie en masse de soufre élémentaire.
Si les chlorures de sodium ou de calcium sont introduits en proportion inférieure à 0,7 partie en masse, on n'observe pas d'accroissement supplémentaire tangible du rendement en sulfures.
L'accroissement de l'addition desdits chlorures au-delà de 3 parties en masse n'aboutit pas à une nouvelle augmentation du rendement en sulfures tout en entraînant une consommation accrue et injustifiée desdits réactifs. L'introduction dans la pulpe du chlorure de sodium permet d'accroître de 5 à 7% les taux d'extraction du cuivre et de l'argent pour chacun de ces métaux, et l'introduction du chlorure de calcium, de 2 à 3%. Des deux, c'est le chlorure de sodium qu'il est préférable de mettre en oeuvre en raison de sa disponibilité, de son prix peu élevé ainsi que de sa meilleure efficacité dans notre cas précis.
On a intérêt à recycler du concentré sulfuré obtenu par-le procédé revendiqué dans la pulpe de départ en proportion de 1,5 à 3,0% de la masse du minerai à traiter.
Ce mode opératoire permet de réduire la consommation de soufre sans porter préjudice aux résultats de la sulfuration et de la flottation. cêla s'explique par le fait que le soufre qui n'est pas entré en réaction et présent dans le concentré sous forme de particules très fines est susceptible d'intervenir dans la réaction de sulfuration à c6té du soufre introduit dans la pulpe de départ. La quantité souhaitable du concentré sulfuré recyclé au stade de la préparation de la pulpe est déterminée par la teneur de celui-ci en soufre non entré en réaction. Une quantité de concentré inférieure à 1,5% en masse n'assure pas d'économie appréciable de soufre, alors que sa quantité supérieure à 3% en masse, bien qu'assurant une économie supplémentaire de ce produit, accroit le volume des matières en circulation, ce qui est indésirable.
Le retour du concentré sulfuré, en proportion indiquée, au stade de la préparation de la pulpe de minerai permet donc de réduire de 1,5 à 3 fois la consommation de soufre élémentaire et d'assurer ainsi son utilisation rationelle.
On trouvera ci-après la meilleure variante de réalisation de l'invention.
On réduit un minerai de cuivre oxydé difficilement enrichissable jusqu'à ce qu'il contienne 70% de grains d'une taille inférieure à 0,74 mm. On mélange le minerai réduit avec de l'eau dans un rapport en masse entre les phases solide et liquide (S:L) de 1:0,5, puis on introduit dans la pulpe ainsi obtenue du soufre élémentaire dans une proportion en masse de 0,5:1 par rapport au cuivre oxydé, et du sulfate de sodium en quantité de 7 parties en masse pour 1 partie en masse de soufre élémentaire.
On charge ensuite la pulpedans un réacteur hermétique, de préférence une étuve, et on chauffe. On opère à une température de 1600C et une pression de 6 atm. Dans ces conditions, le soufre fond et réagit efficacement avec le cuivre oxydé du minerai et les produits de valeur associés.
Les produits de la réaction de sulfuration - les sulfures de cuivre et d'argent - sont ensuite extraits par flottation à l'écume. A cet effet, on refroidit jusqu'à une température de 250C la pulpe issue de la sulfuration et ayant un pH de 6,4, on y introduit un collecteur (xanthogénate de butyle), un agent moussant (mélange d'alcools et de dialcools des séries tyranique et dioxanique), et on la soumet à la flottation. Du concentré qui en résulte, en quantité de 1,5% en masse par rapport à la masse du minerai, est recyclé au stade de préparation de la pulpe de départ et on opère la sulfuration des nouvelles portions de minerai en présence dudit concentre,
Le taux d'extraction du cuivre se chiffre alors à 98,6%, celui de l'argent à 97,5%.
L'invention proposée se distingue avantageusement, du point de vue commercial, des procédés connus.
1. Elle permet de résoudre efficacement le pro blème du traitement des minerais de cuivre oxydés difficilement enrichissables et dépasse, par ses performances techniques et économiques, les procédés connus dont le but est analogue.
2. Un avantage important du procédé revendiqué est l'accroissement du taux d'extraction du cuivre. Si le minerai contient de l'argent, de l'or, du platine, ces métaux peuvent également être extraits très efficacement.
3. Le procédé revendiqué simplifie le processus d'enrichissement dans son ensemble grâce à la suppression du stade de lixiviation qui entraîne, en règle générale, des complications supplémentaires liées à la séparation des phases solide et liquide, à la protection du matériel contre l'action corrosive des acides, à l'extraction ultFrieure, ou à la neutralisation de l'agent de lixiviation, etc.
4. L'invention contribue à protéger l'environnement. Sa réalisation évite toute formation de gaz, alors que les produits usés (déchets de flottation, eaux résiduaires) ne contiennent pas d'acides et d'alcalis et, par conséquent, ne créent pas de problèmes écologiques supplémentaires.
5. Le procédé revendiqué peut être facilement mis en oeuvre à l'échelle industrielle, car il ne nécessite aucun matériel spécial. Le procédé peut très bien être réalisé dans n'importe quelle enceinte réchauffable, notamment une étuve.
6. Le concentré de sulfures de cuivre obtenu par le procédé de l'invention se prête aisément à la transformation par les techniques d'élaboration du cuivre, et cela par la même méthode qui est ordinairement utilisée pour les concentrés issus des minerais sulfurés. Si l'unité d'enrichissement est située à proximité d'une usine de production de cuivre, la possibilité d'obtenir un résultat économique spectaculaire apparaît.
7. Le procédé revendiqué peut être utilisé efficacement pour transformer des produits intermédiaires et résiduaires provenant de l'élaboration du cuivre et contenant des composés oxygénés de ce métal : poussières, résidus de fours, boues, etc.
Pour mieux faire comprendre l'invention, on donne des exemples d'une réalisation concrète du procédé' d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés.
Exemple 1
Le minerai de cuivre oxydé difficilement enrichi sa sable de départ contenait 1,3% de cuivre et 10,4 g/t d'argent, dont 0,93% de cuivre entrait dans la composition des minéraux oxydés (chrysocolle, malachite, brochantite), alors que 0,39% de cuivre se présentait sous forme de sulfures. On réduit ledit minerai jusqu'à ce qu'il contienne 70% de grains d'une taille inférieure à 0,74 mm. On mélange le minerai réduit avec de l'eau dans un rapport en masse (S:L) égal à 1:1,5.
Dans la pulpe ainsi préparée, on introduit du soufre élémentaire dans une proportion en masse de 0,2 à 1,5:1 par rapport au cuivre oxydé.
On charge la pulpe dans une étude d' 1 litre, munie d'un agitateur, et on porte à la température à 1600C. Au fur et à mesure de l'élévation de la température, la pression dans l'étuve croit elle aussi pour atteindre 6 atm. On opère la sulfuration de la pulpe pendant 60 mn. Dans ces conditions, le soufre fond et réagit avec le cuivre oxydé du minerai. Il en résulte des sulfures de cuivre, principalement de la covelline, ainsi que des sulfures d'argent.
On refroidit ensuite la pulpe, qui en fin de sulfuration à un pH de 6 à 7, jusqu'à la température de 250C et on l'envoie à la flottation. On opère la flottation en utilisant comme collecteur du xanthogénate de butyle et comme agent moussant un mélange d'alcools et de dialcools des séries tyranique et dioxanique. Les taux d'extraction du cuivre et de l'argent passant dans le concentré, obtenus suivant la proportion du soufre utilisé pour ltopéra- tion, sont présentés au tableau 1.
TABLEAU 1
Quantité de soufre élémentaire, kg 0,2 0,5 0,75 l,0 1,5
Taux d'extraction du cuivre, 74,9 84,3 91,5 91,7 91,8
Taux d'extraction de l'argent, % 72,3 82,7 90,0 90,1 90,2
Exemple 2
On utilise le minerai de l'exemple 1. On procède de la manière décrite dans l'exemple 1, à cette différence près que la sulfuration de la pulpe s'effectue en faisant varier la température entre 115 et 1800C, et la pression, entre 1,5 et 10 atm. Le soufre est introduit en quantité de 0,75 kg par kg de cuivre oxydé du minerai. Les données relatives à l'extraction du cuivre et de l'argent passant dans le concentré sont présentées au tableau 2.
TABLEAU 2
Température de sulfuration, OC 115 140 160 180
Pression dans l'étuve, atm 1,5 4 6 10
Taux d'extraction 81,5 87,2 91,5 92,6 du cuivre, %
Taux d'extraction d'argent, % 80,8 86,0 90,0 90,1
Exemple 3
Le minerai de départ et son régime d'enrichissement sont ceux de l'exemple 1,à cette différence près que dans la pulpe de départ on introduit du sulfate de sodium dans une proportion en masse de 3 à 7:1 par rapport au soufre élémentaire, ou de la mirabilite native ayant pour formule Na2SO4.10H20, dont la quantité, calculée pour le sulfate de sodium et rapportée au soufre, se chiffre également de 3 à 7:1. Le soufre élémentaire est alors introduit a raison de 1,2:1.Les données relatives à l'extraction du cuivre passant dans le concentré de flottation et qui varient suivant les quantités de sulfate de sodium et de mirabilite utilisées pour l'opération sont présentées au tableau 3.
TABLEAU 3
Consommation de sulfate de sodium pour la sulfuration, kg 3+1 5:1 7:1
Taux d'extraction du cuivre, en % en cas d'utilisation du sulfate de sodium 92,1 97,5 98,6
Taux d'extraction du cuivre, en %, en cas d'utilisation de la mirabilite 91,3 96,3 97,5
Exemple 4
On répète l'exemple 1, à cette différence près que dans la pulpe de départ on introduit du chlorure de sodium à raison de 0,7 à 3,0 kg par kg de soufre utilise pour l'opération. La consommation de soufre est dans ce cas de 0,75 kg/kg. Les résultats obtenus sont résumés au tableau 4.
TABLEAU 4
Consommation de chlorure de sodium pour la sulfuration, kg 0,7 1,5 3,0
Taux d'extraction du cuivre, % 95,6 97,1 97,8
Taux d'extraction de l'argent, % 94,1 96,6 96,8
Exemple 5
Le minerai de départ et les conditions de son enrichissement sont ceux de l'exemple 4, à cette différence près qu'on introduit dans la pulpe, avant la sulfuration, du chlorure de calcium a la place du chlorure de sodium, a raison de 0,7 à 3,0 kg par kg de soufre utilisé pour l'opération.
Les résultats obtenus sont résumés au tableau 5.
TABLEAU 5
Consommation de chlorure de calcium pour la sulfuration, kg 0,7 1,5 3,0
Taux d'extraction du cuivre, % 92,7 94,5 94,7
Taux d'extraction de l'argent, % 92,1 92,8 93,0
Exemple 6
te minerai de départ contenait 122 % de cuivre, dont 1,10 % sous forme de minéraux oxydés (chrysocolle , malachite, azurite). On a enrichi le minerai comme dans l'exemple 1 avec
S:L = 1:0,5, la proportion du soufre utilisé pour l'opération étant de 0,75:1. Le taux d'extraction du cuivre passant dans le concentré a été de 85,0%. Le concentré de sulfures de cuivre ainsi obtenu est recyclé, a raison de 1,5 a 3 % de la masse du minerai de départ, au cours de la prépération d'une nouvelle charge de pulpe de départ. On réduit dans ce cas la consommation du soufre utilisé pour la sulfuration, car cette réduction est compensée par le soufre présent dans le concentré. Les résultats de l'enrichissement du minerai pour une consommation de soufre de 0,2:1 et en fonction de la quantité du concentré recyclé sont présentés au tableau 6.
TABLEAU 6
Quantité du concentré recyclé, % en masse 1,5 2,5 3
Taux d'extraction du cuivre, % 74,7 86,5 89,8

Claims (8)

  1. - la flottation de la pulpe et l'obtention d'un concentré de sulfures de cuivre, procédé caractérisé par le fait que la sulfuration de la pulpe est effectuée par le soufre fondu.
    - la sulfuration de la pulpe par du soufre élémentaire;
    - la préparation d'une pulpe;
    REVENDICATIONS L . Procédé d'enrichissement de minerais de cuivre oxydés difficilement enrichissables, comportant
  2. 2 . Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait qur la sulfuration de la pulpe est réalisée avec un rapport en masse entre le soufre et le cuivre oxydé égal à 0,2 a 1,5:1.
  3. 3 . Procédé selon les revendications 1, 2 caractérisé par le fait que la sulfuration de la pulpe est réalisée a une température de 115 a 1800C.
  4. 4 . Procédé selon les revendications l a 3 caractérisé par le fait que la sulfuration est effectuée sous une pression de 1,5 à 10 atm.
  5. 5 . Procédé selon les. revendications l a 4 caractérisé par le fait que la sulfuration de la pulpe est effectuée en présence d'un additif qui est le sulfate de sodium, ou la mirabilite native, ou le chlorure de sodium, ou le chlorure de calcium.
  6. 6 . Procédé selon la revendication 5, caractérisé par le fait que le rapport en masse entre le sulfate de sodium et le soufre est de 3 a 7:1.
  7. 7 . Procédé selon la revéndication 5, caractérisé par le fait que le rapport en masse entre les chlorures de sodium ou de calcium et le soufre est de 0,7 à 3:1.
  8. 8 . Procédé selon les revendications l a 7, caractérisé par le fait que le concentré de sulfures obtenu est recyclé, a raison de 1,5 a 3 % en masse de la masse du minerai oxydé de départ, au cours de la préparation de la pulpe.
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Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105964411B (zh) * 2016-06-22 2018-03-13 东北大学 一种多极性基非硫化矿浮选组合捕收剂及制备和使用方法
CN106733207B (zh) * 2017-03-22 2019-07-19 凉山矿业股份有限公司 一种应用于铜钼硫化矿分离浮选中的浮选调整剂及其应用方法
CN108722678A (zh) * 2017-04-14 2018-11-02 武汉科技大学 一种氧化铜矿的浮选方法
CN111632749A (zh) * 2020-04-28 2020-09-08 西北矿冶研究院 一种从氧化铜酸浸渣中回收氧化铜的选矿方法
CN116328932B (zh) * 2023-02-15 2024-09-10 三峡大学 磷石膏全流程循环净化方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2332145A (en) * 1942-05-23 1943-10-19 Harshaw Chem Corp Manufacture of copper sulphide
US2367022A (en) * 1945-01-09 norton
US2989394A (en) * 1958-12-19 1961-06-20 Newmont Exploration Ltd Heat treatment and concentration of oxide ores
US3728430A (en) * 1970-12-14 1973-04-17 Anlin Co Method for processing copper values

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU59343A1 (ru) * 1939-10-09 1941-03-31 И.Н. Шоршер Способ подготовки олов нных руд и первичных концентратов к флотации
SU108670A1 (ru) * 1956-09-04 С.И. Соболь Метод сульфидировани никел и кобальта в окисленных рудах
SU333208A1 (ru) * 1969-12-22 1972-03-21 Государственный научно исследовательский институт цветных металлов Способ переработки окисленных и смешанныхмедных руд
JPS5746125B2 (fr) * 1973-10-01 1982-10-01
GB1598454A (en) * 1977-03-15 1981-09-23 Sherritt Gordon Mines Ltd Leaching of metal sulphides
SU709707A1 (ru) * 1978-06-12 1980-01-15 Норильский Ордена Ленина И Ордена Трудового Красного Знамени Горно- Металлургический Комбинат Им. А.П. Завенягина Способ переработки пульпы
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2367022A (en) * 1945-01-09 norton
US2332145A (en) * 1942-05-23 1943-10-19 Harshaw Chem Corp Manufacture of copper sulphide
US2989394A (en) * 1958-12-19 1961-06-20 Newmont Exploration Ltd Heat treatment and concentration of oxide ores
US3728430A (en) * 1970-12-14 1973-04-17 Anlin Co Method for processing copper values

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