«П лаксинские чтения ПЛАКСИНСКИЕ ЧТЕНИЯ 2012 Современные методы технологической минералогии в ...»
Использование для окисления сульфидного медного концентрата в растворе серной кислоты озона без участия других окислителей недостаточно эффективно, извлечение меди за 3 часа не превышает 78-81%, при сочетании озона с ионами трехвалентного железа извлечение повышается до 91%. Еще более эффективно выщелачивание сульфидного медного концентрата в растворе серной кислоты с использованием озона вместе с пероксидом водорода (реагент пероксон) и ионами железа - извлечение меди составляет 94,7% за 5 часов, содержание меди в кеке выщелачивания не более 2,4%. Скорость извлечения меди повышается при увеличении концентрации озона с 85 до 180 мг/л и расхода озоно-кислородной смеси с 1 до 5 см3/с.
Интенсивность растворения меди из сульфидов концентрата с использованием озона, пероксида водорода и трехвалентного железа объясняется как их окислительным потенциалом, так и образованием по цепному механизму радикалов являющихся более сильными окислителями.
Реакционная способность пероксида водорода (потенциал 1,77 относительно окислительного потенциал хлора 1,0) и озона (2,07) превосходит другие применяемые окислители, например хлора и его соединений, и уступает лишь фтору и атомарному кислороду. Окислительный потенциал молекулярного кислорода ниже, чем хлора, пероксида водорода, озона, атомарного кислорода. Для образования атомарного кислорода (2,42) из молекулярного кислорода необходимо разрушить довольно устойчивую связь между атомами О=О в молекуле кислорода (энергия связи 493, кДж/моль), например, с помощью электрического разряда, который применяется при синтезе из кислорода озона.
Современные методы технологической минералогии в процессах комплексной и глубокой переработки минерального сырья Озон и пероксид водорода обладает слабой связью между атомами кислорода О-О (энергия связи в озоне 146 кДж/моль, в пероксиде водорода 214 кДж/моль), что является причиной их нестабильности на воздухе и в водных растворах. В условиях выщелачивания концентрата происходит разложение озона и пероксида водорода, в том числе активированное ионами меди, и ионами железа аналогично реактиву Фентона, и разложение пероксида водорода и озона при их взаимодействии с образованием реактива пероксон. Реакции происходят с образованием активных окислителей с более высоким окислительным потенциалом - атомарного кислорода (2,42), гидроксильных радикалов OH (2,8) и гидроперекисных радикалов HO2 (1,7).
При выщелачивании концентрата ионами трехвалентного железа с регенерацией пероксидом водорода извлечение меди повышается при увеличении концентрации ионов Fe3+, температуры, концентрации серной кислоты и продолжительности выщелачивания. Наиболее высокое извлечение меди 95% за 5 часов достигается при температуре 80оС, Т:Ж=1:5, [Fe3+]= 20 г/дм3, выход кека составляет 67,3%, содержание меди в кеке 1,79%. Скорость выщелачивания сульфидного медного концентрата раствором кислоты с участием ионов трехвалентного железа наиболее высокая в первый час процесса - извлечение меди в раствор достигает 72%, затем медленно повышается.
Извлечение меди при выщелачивании ультратонко измельченного сульфидного концентрата с использованием серной кислоты и кислорода практически не изменяется, с использованием пероксида водорода и ионов трехвалентного железа с регенерацией повышается не более чем на 2,4-2,7%.
Из окислителей, применение которых позволяет получить достаточно высокое извлечение меди при выщелачивании сульфидного концентрата, наиболее экономичным является сернокислый раствор железа (III), по сравнению с озоном и пероксидом водорода. Железо содержится в концентрате, при выщелачивании переходит в раствор, ионы Fe3+ после взаимодействия с сульфидами можно регенерировать как химическим способом, так и окислением концентрированными железоокисляющими бактериями [2].
Расход пероксида водорода и озона на окисление сульфидов очень большой, для получения озона в промышленных объемах требуется большое количество электроэнергии, оборудование для синтеза озона стоит дорого.
Извлечение наиболее упорных медных минералов из кека выщелачивания сульфидного концентрата целесообразно с использованием флотационного обогащения [3], так как в результате выщелачивания они практически полностью вскрыты.
В результате исследований определены эффективные реагенты-окислители и режимы атмосферного выщелачивания сульфидного медного концентрата. Извлечение меди из концентрата с использованием пероксида водорода в растворе серной кислоты достигает за 5 часов 89,6%, с использованием озона до 91,5%, ионов трехвалентного железа с регенерацией пероксидом водорода - до 95%. Применение кислорода для выщелачивания сульфидов при атмосферном давлении не эффективно даже при ультратонком измельчении концентрата и повышенной температуре.
Список использованных источников 1. Адамов Э.В., Крылова Л.Н., Канарский А.В. Исследования флотации медных минералов в кислой среде. Материалы VII конгресса обогатителей стран СНГ. 02-04 марта 2009 г., электронный носитель - диск 2. Гусаков М.С., Крылова Л.Н., Адамов Э.В. Выщелачивание никеля из пирротиновых концентратов железом, окисленным иммобилизованной биомассой // Цветные металлы. 2011 № с 15-19.
3. Крылова Л.Н. Новый способ выщелачивания сульфидных концентратов – пероксон-солевой // Металлург.№6. 2010. С.66-68.
Международное совещание «Плаксиновские чтения – 2012».
г. Петрозаводск, 10–14 сентября 2012 г.
ЗОЛОТО: АВТОКЛАВНОЕ ОКИСЛЕНИЕ ПРОТИВ БИОЛОГИЧЕСКОГО.
ПРЕИМУЩЕСТВА И НЕДОСТАТКИ Б.В. Аксенов, Н.В. Воробьев-Десятовский ЗАО «ПОЛИМЕТАЛЛ ИНЖИНИРИНГ», Россия, г. Санкт-Петербург Основные перспективные запасы золота в недрах Российской Федерации представлены упорными рудами, в которых содержится невидимое золото, обычно представленное твердыми растворами замещения и/или дискретными частицами золота коллоидного размера. Как правило, носителями такого золота являются пирит и арсенопирит. Кроме того, в рудах месторождений присутствуют различные примеси, осложняющие и без того непростые технологические режимы вскрытия: т.н. «органический» углерод, элементы-цианисиды, бинарные соединения золота, например, калаверин, а также соединения сурьмы, серебра и некоторых других элементов. Для того, чтобы извлечь упорное золото в операции цианирования, необходимо полностью разрушить кристаллическую решетку минерала-носителя золота и избежать его потерь, связанных с прег-роббингом и другими аналогичными процессами. В настоящее время для переработки упорных руд в нашей стране успешно функционирует 1 предприятие, в котором для разрушения матрицы-носителя золота используется биологическое окисление концентратов (месторождение Олимпиадинское, пос. Еруда, ЗАО «Полюс»).
В стадии запуска находится автоклавный завод (упорный концентрат месторождения Албазинское, с 2013 года дополнительно концентрат месторождения Майское;
г.Амурск, Polymetal plc.), а в стадии проектирования и строительства еще один автоклавный завод (упорные концентраты месторождений Маломыр и Пионер, Многовершинный ГОК, Петропавловск). Накопились данные, которые позволяют сравнить преимущества и недостатки как биологического, так и автоклавного окисления концентратов, которые подробно рассмотрены в докладе.
Основным преимуществом биологического окисления перед автоклавным являются относительно низкие капитальные затраты на строительство предприятия. Напротив, эксплуатационные затраты на ведение автоклавного процесса ниже (в 5-22 раза), чем при биологическом окислении, что связано с очень высоким расходом NaCN из-за образования значительных количеств элементарной серы в последнем случае. Таким образом, при большой производительности завода по перерабатываемому концентрату или при большой продолжительности жизни автоклавные предприятия становятся более рентабельными. В противном случае более рентабельны предприятия биоокисления.
Процесс биоокисления разработан для стран с аридным климатом. Растворы, содержащие помимо анионов CN- ионы SCN-, в суммарной концентрации более 3-5 мг/л губят бактерии. По этой причине растворы после цианирования не обезвреживают, а сбрасывают в специальные карты для естественного обезвреживания и испарения. В нашей стране с ее климатом и разрешительной системой охраны природы это практически невозможно. Экономически оправданной системы полного обезвреживания цианидов и тиоцианатов для России в настоящее время не существует, что приводит к соответствующим последствиям. Для автоклавных процессов таких ограничений нет.
Разработчики технологии биологического окисления позиционируют процесс, как очень простой, пригодный для обслуживания неквалифицированным персоналом, обученным только чтению и письму, но неукоснительно соблюдающим технологическую дисциплину. В отличие от биоокисления, автоклавное предприятие относится к категории hightec и требует обслуживания грамотными инженерно-техническими кадрами, которые в нашей стране крайне дефицитны. Это положение определяется режимами ведения автоклавного процесса: температурой 200-230оС, давлением 23-34 атм, использованием для окисления практически чистого кислорода из собственного кислородного завода.
Основные требования к концентрату, поступающему в биологическое окисление: низкое, содержание карбонатсодержащих минералов, провоцирующий большой расход Н2SO4, а также соединений сурьмы, ртути и серебра, вызывающих гибель бактерий.
Современные методы технологической минералогии в процессах комплексной и глубокой переработки минерального сырья Основные требования к концентрату, поступающему на автоклавную переработку:
суммарное содержание серы в виде S2- или S22- не ниже 6.0%;
при высоком содержании пирита содержание «органического» (аморфного) углерода не выше 0.7-1.0%;
содержание хлоридных анионов в автоклаве – не выше 10 мг/л. При отсутствии или незначительном содержании в концентрате «органического» углерода, ограничений на содержание в нем пирита и хлоридов нет.
Серебро, приходящее в автоклав в составе концентрата, извлекается в последующем цианировании только на 10-20%, остальное теряется с хвостами.
Для биоокисления возможно использование только специальных органических реагентов (пеногасителей, флокулянтов), поскольку применение обычных реагентов может привести к эффекту «кружки пива». Сообщество бактерий активно работает в определенном температурном интервале, как правило, 38-45оС. Если снижение температуры не приводит к катастрофическим последствиям, то повышение ее выше 50 оС может вызвать массовую необратимую гибель бактерий от перегрева.
В России не осталось специалистов, которые в состоянии спроектировать и изготовить автоклав и все периферийные компоненты, необходимые для вскрытия упорных золотосодержащих руд. Нет производства материалов и сплавов для футеровки и обвязки автоклава.
РАЗРАБОТКА ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНЫХ ШЛАМОВ С ВЫПУСКОМ АФФИНИРОВАННЫХ МЕТАЛЛОВ И ДРУГИХ ВИДОВ ГОТОВОЙ ПРОДУКЦИИ С.А. Мастюгин 1, М.А. Ласточкина 2, Т.В. Вергизова 2, Р.С. Воинков ОАО «Уралэлектромедь», Россия, г. Верхняя Пышма, е-mail: S.Mastugin@elem.ru ООО «Институт Гипроникель»
В условиях ухудшения качества сырья в медной подотрасли проблема сохранения параметров извлечения и себестоимости цветных и благородных металлов становится еще более важной.
Поэтому приоритетной задачей для исследований является разработка технологических приемов, позволяющих не только концентрировать целевые металлы в обогащенные продукты, но и извлечь ранее теряемые со шлаками и пылями ценные элементы-примеси. Одним из способов ее решения является создание технологических схем, сочетающих гидрометаллургические и обогатительные операции.
Эффективным методом обогащения шламов явился разработанный в институте «Гипроникель» совместно с ОАО «Уралэлектромедь» способ окислительного автоклавного выщелачивания с последующей флотацией полученного продукта. Присутствующие в шламах халькогениды благородных и цветных металлов, а также золото и серебро в элементарной форме имеют склонность к флотируемости и переходу в пенный продукт (концентрат) флотомашин. В камерный продукт (хвосты флотации) переходит оксидная фаза: PbO, PbSO4, Sb2O5, As2O5 и др.
Примером разработки аналогичного способа на Кольском филиале ГМК «Норильский никель»
является технология удаления оксида никеля, как основного балласта шламов, с хвостами флотации. Это позволило обогатить никельэлектролитный шлам по благородным металлам в несколько раз.
В медеэлектролитном шламе ОАО «Уралэлектромедь» основными примесями являются оксидные соединения свинца, сурьмы и мышьяка, и, как было установлено методами РЭМ и РСМА, главная проблема в разделении компонентов шлама заключается в текстуре частиц, как конгломерате сросшихся соединений. Исследованиями установлено, что автоклавное окислительное обезмеживание в условиях интенсивного массообмена и химических факторов, приводит только к частичной индивидуализации зерен веществ. Последующая флотация позволила обогатить шлам по ДМ суммарно в 2,5-3 раза, однако такая обработка шлама с последующей Международное совещание «Плаксиновские чтения – 2012».
г. Петрозаводск, 10–14 сентября 2012 г.
плавкой концентрата на сплав Доре не дает ожидаемого прироста извлечения драгоценных металлов и более полной переработки сырья.
Наиболее перспективными методами вскрытия флотоконцентрата по термодинамическим расчетам были признаны: выщелачивание с использованием сильных окислителей и электрохимическое выщелачивание. Проведенные исследования показали принципиальную возможность разделения металлов при использовании высокоокислительных сред. Однако разработанная схема отличалась многооперационностью и требовала дорогостоящего оборудования из-за высокой агрессивности реакционной среды.
Электрохимическое выщелачивание позволило в целом металлизировать благородные металлы, обогатив ими концентрат до 80-85%, и перевести селен в жидкую фазу. Однако полнота прохождения процесса вновь сдерживалась закапсулированностью соединений: сфероидальные конструкции селенида серебра размером от 4 до 10 мкм состоят из оксидных соединений свинца и сурьмы. Их наличие не позволяло достичь высокой степени разделения примесей и полного вывода их из концентрата флотации.
В данной ситуации приемлемым решением стало механическое разрушение сфероидов и раковин, характерных для медеэлектролитных шламов. Применение современного оборудования для размола-истирания веществ до крупности фракции 1-4 мкм позволяют повысить эффективность переработки сложного сырья, в котором целевые минералы практически входят в кристаллическую решетку сторонних минералов. Лабораторными исследованиями показана перспективность тонкого истирания шлама перед флотацией, что позволило не только значительно обогатить концентрат по благородным металлам и халькогенам до 93-95% при высоком извлечении, но и облегчить задачу по дальнейшей переработке продуктов флотации.
Обработка хвостов флотации специфическим для свинца комплексообразователем позволила перевести свинец в раствор, пригодный для электроэкстракции с получением катодного свинца.
Переработка осадка после выщелачивания свинца позволяет получить товарный сурьмяный концентрат, а также возвратить оставшиеся в хвостах флотации драгоценные металлы в «голову»
процесса переработки шлама.
Флотоконцентрат после облегченной щелочной обработки можно направить напрямую на аффинажную переработку. Полученные растворы селенита и теллурита натрия удачно встраиваются в существующую на ОАО «Уралэлектромедь» технологическую схему получения чистых селена и теллура.
Схема аффинажа сплава серебряно-золотого (сплав Доре) на предприятии ОАО «Уралэлектромедь» предусматривает разделение золота и серебра в начале процесса при азотнокислом выщелачивании. Проводимая сорбционная очистка серебряных растворов от платиноидов, гидролитическая – от меди, теллура, свинца, щелочное кондиционирование золотистых шламов от селена и других примесей позволяет принимать на аффинажную переработку более загрязненное примесями, по сравнению со сплавом Доре, сырье. Концентрат благородных металлов, получаемый из медеэлектролитных шламов после окислительного автоклавного выщелачивания, флотации и щелочной обработки вписывается в технологию аффинажа благородных металлов ОАО «Уралэлектромедь» с выпуском слитков золота и серебра высших марок.
Материалы международного совещания «Плаксинские чтения – 2012»
г. Петрозаводск, 10–14 сентября 2012 г.
Печатается по решению Научного совета РАН по проблемам обогащения полезных ископаемых Издано в авторской редакции Сдано в печать 02.07.2012 г. Формат 60х84 1/16.
Бумага офсетная. Гарнитура Times. Печать офсетная.
Уч.-изд. л. 27,7. Усл. печ. л. 45,6. Тираж 250 экз.
Изд. № 309. Заказ № 66.
Карельский научный центр РАН Редакционно-издательский отдел 185003, Петрозаводск, пр. А. Невского,
