Халықаралық ғылыми-тәжірибелік конференциясының ЕҢбектері



жүктеу 8.29 Mb.
Pdf просмотр
бет71/81
Дата12.01.2017
өлшемі8.29 Mb.
1   ...   67   68   69   70   71   72   73   74   ...   81

 

Литература 

 

1.Абрамов  А.А.  Технология  обогащения  окисленных  и  смешанных  руд  цветных  металлов.-



М.:Недра,1986 

2.Снурников 

А.П. 

Комплексное 



использование 

сырья 


в 

цветной 


металлургии.-

М.:Металлургия,1977. 

3.Комплексная  переработка  труднообогатимых  свинцово-цинковых  руд.-М.С.Зак,  Е.Ф.Чекова, 

Е.Ф.  Серебрянникова  и  др.-Сб.тр.  Гимцветмета,  Металлургия  и  обогащение  руд  тяжелых  цветных 

металлов.М.-1989. 

 

 



ОЧИСТКА РАСТВОРОВ АВТОКЛАВНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ КОЛЛЕКТИВНЫХ 

КОНЦЕНТРАТОВ ФЛОТАЦИИ ШЛАМОВ 

 

Серкебаева С.К., Еденбаев С.С., Жунусова Г.Ж., Таймасова А.Н. 

КазНТУ имени К.И. Сатпаева, г.Алматы, Республика Казахстан 

 

В  поиске  альтернативных  технологических  решений  для  пере-работки  низкосортного  сырья  был 

опробован процесс автоклавного окислительного выщелачивания  шламов свинцово-цинкового и медно-

цинкового  концентратов  обогатительной  фабрики  Зыряновского  горно-обогатительного  комбината 

(ЗГОК) [1-4]. 

При температуре 150-155 

0

С,  давлении кислорода 0,7 МПа и начальной кислотности раствора 176 -



185  г/дм

3

,    в  течение  2  час  извлекался  из  некондиционных  концентратов,  %:  Zn  75-96  %.  Усредненные 



растворы имеют состав, г/дм

3

:  Zn 96,57;  Fe



общ

 1,96;   Fe 

2+

 0,78; Cu 6,0;  Cd 0,33; SiO



2

 0,084; мг/дм

3

: Co 0,3;   



Ni 0,11;  Tl 0,38;  As 8,3;  Sb 0,35;  Ge 0,14. Остаточное содержание свободной Н

2

SO



4

 – 25,08. 

Полученные  растворы  являются  кондиционными  для  последующей  очистки  от  примесей  и  

электролиза цинка.  

Процесс  автоклавного  окислительного  выщелачивания      имеет    высокие  скоростные 

характеристики,  обладает    заметным  тепловым  эффектом  реакций  окисления  сульфидов.  Для 

автоклавного  окислительного  выщелачивания  характерно  параллельное  протекание  реакций 

окисления  сульфидов,    обменного  разложения,  окисления  ионов  металлов  и  их  гидролиза,  что 

существенно осложняет условия ведения процесса, создает определенные трудности в  поддержании 

теплового баланса процесса и его регулировании.  

Расплавление  в  условиях  высокой  температуры  элементарной  серы,  расплав  которой  имеет 

незначительное поверхностное натяжение, вызывает образование на поверхности частиц выщелачиваемого 

концентрата  экранирующих пленок, которые  значительно тормозят дальнейшее разложение сульфидов.  


 

 

452 



Обладают  экранирующими  свойствами  в  заданной  системе  и  гидроксиды  железа,  сульфата 

свинца, а так же сульфида меди (I), образующегося в результате реакции: 

 

           6CuSO



4

 + 5S


0

 + 8H


2

O  = 3Cu


2

S + 8H


2

SO

4



  

                           

(1) 

 

при температуре 147-157 



0

С и концентрации H

2

SO

4



 менее 25 г/дм

3

, которые экранируют реакционную 



поверхность сульфидов, создавая значительные диффузионные сопротивления [1, 5].  

На объединенных растворах, полученных в результате автоклавного окислительного выщелачивания, 

извлечение  в  которые  цинка    составило  82-96  %,  были    изучены  условия  кооперации  с  действующим 

цинковым производством: 

– нейтрализация и гидролитическая очистка растворов текущими возгонами; 

– цементационная очистка растворов цинковой пылью; 



Гидролитическая  очистка  растворов  выполнена  вельц-возгонами,  полученными  от  переработки 

окисленной руды. Химический состав использованных возгонов, %: Zn 63,36; Pb 5,89;  Fe 2,14; Cu 0,05. 

Для окисления ионов Fe

2+

 использован пиролюзит химического состава, %: Mn - 34,6; Fe - 16,0; 



SiO

2

 - 10,09. 



Режимы  гидролитической  очистки  растворов:  температура  растворов  70-75 

0

С;  расход  пиролюзита 



1,1 от стехиометрии на количество железа (II) в растворе; продолжительность окисления железа 45 мин; 

продолжительность нейтрализации и агитации растворов 2 часа; конечное значение рН 4,5. 

Очистку  растворов  выполняли  в  стеклянных  стаканах.  Нагрев  растворов  осуществляли  на 

электрической  плите,  контроль  температуры  вели  лабораторным  стеклянным  термометром  ТЛС-2, 

перемешивание  осуществлялось  лабораторной  мешалкой  ПЭ  –  8100  с  регулируемой  частотой 

вращения, при n=700

-1



Сгущение  гидратной  пульпы  осуществлялось  при  использовании  0,05  %-ного  раствора 



флокулянта  «Магнафлок  Мf-10»,  расход  которого  составил  10  см

3

/дм



3

  пульпы,  что  соответствует 

промышленным  нормам,  принятым  на  сгущении  аналогичной  пульпы  на  Риддерском  цинковом 

заводе (РЦЗ). 

Степень  коагуляции  и  осаждения  гидратного  кека  низкая,  за  30  мин  высота  осветленного 

раствора  составила  10  %  высоты  столба  жидкости.  Фильтрация  гидратной  пульпы  на  лабораторном 

вакуум-фильтре  проходила  удовлетворительно.  Результаты  гидролитической  очистки  растворов 

автоклавного выщелачивания представлены в таблице 1. 

Согласно  выполненному  анализу,  окисление  двух  валентного  железа  и  его  выделение  из 

растворов происходит достаточно полно и составляет 99 %. Очистка от мышьяка проходит на 98 %; 

от  сурьмы  –  на  90,8;  от  германия  –  на  66,8  %.  В  процессе  гидролитической  очистки  увлекается  из 

растворов до 22 % меди и 14 % кадмия. Марганец пиролюзита лишь на 51 % перешел в раствор, что, 

очевидно, обусловлено отсутствием восстановителей в системе. 

Раствор после гидролитической очистки имел рН 4,68 и содержал, г/дм

3

: Zn 127,94; Cu 5,84; Cd 



0,35; Mn 0,67; мг/дм

3

: As 0,21; Sb 0,04; Ge 0,058. 



Гидролитическая  очистка  растворов  автоклавного  окислительного  выщелачивания  (АОВ)  в 

заданном технологическом режиме проходила удовлетворительно. 

 

Таблица 1 – Результаты гидролитической очистки растворов 



 

 

 



 

 

453



Фильтраты  гидролитической  очистки  направили  на  медно-кадмиевую  очистку.  Медно-кадмиевую 

очистку выполнили в 3 стадии (таблица 2). 

Очистку  растворов  выполняли  в  стеклянных  стаканах.  Нагрев  растворов  осуществляли  на 

электрической  плите,  контроль  температуры  вели    лабораторным  стеклянным  термометром  ТЛС  -2, 

перемешивание  осуществлялось  лабораторной  мешалкой  ПЭ  –  8100  с  регулируемой  частотой 

вращения, при n=650

-1

. Для очистки использована цинковая пыль РЦЗ, гранулометрические размеры 



которой имеют класс «-0,074 мм» - 75%. 

На  первой  стадии  цинковой  пылью  было  высажено  из  растворов  основное  количество  меди. 

Осадитель задавался с коэффициентом 0,9 от стехиометрически необходимого количества. 

Вторая  стадия  медно-кадмиевой  очистки  велась  так  же  цинковой  пылью,  в  качестве  активатора 

использовался раствор соли Шлиппе с  содержанием  сурьмы в растворе 4,4 г/дм

3

. Расход  раствора соль 



Шлиппе  вели  из  соотношения  сурьмы  к  кобальту  в  растворе  Sb:Co=10:1.  Расход  цинковой  пыли 

рассчитывался  с  6,5-кратным  избытком  стехиометричес-кого  количества  на  сумму  меди  и  кадмия  в 

растворе. 

Третья стадия медно-кадмиевой очистки выполнена по результатам анализа растворов II стадии 

очистки. Расход пыли определен на объем раствора и составил – 1 г/дм

3



Температурный режим: 

1 стадии очистки – 50-55 

0

С; 


2 стадии очистки – 55-60 

0

С; 



3 стадии очистки – 65-70 

0

С. 



Продолжительность каждой стадии очистки – 45 мин. 

Раствор после 1 стадии очистки содержал, г/дм

3

: Сu 0,46; Cd 0,29. Медный кек, выход которого 



составил  134,6  %  от  расхода  цинковой  пыли,  содержал,  %:  Сu  74,1;  Zn  11,32;  Cd  1,05.  Степень 

очистки растворов от меди и кадмия составила соответственно 92,5 и 22 %. 

Раствор после 2 стадии очистки содержал, мг/дм

3

: Сu 0,68; Cd 2,27; Со 0,23; Sb 0,1; Ge менее 0,1. 



Выход  медно-кадмиевого  кека  составил  290  %  от  загруженного  на  очистку  количества  цинковой 

пыли и имел следующий состав, %: Cu 3,79; Zn 33,8; Cd 2,01. 

 

Таблица 2 – Результаты медно-кадмиевой очистки 



 

 


 

 

454 



Анализ растворов показал неполную очистку раствора от меди и кадмия (допуск Сu –0,1 мг/дм

3

; Cd 



– 1,0 мг/дм

3

), причиной которой может быть не точно подобранный коэффициент расхода цинковой пыли 



при  дефиците  исследуемых  растворов.  Решено  было  провести  доочистку  раствора  цинковой  пылью, 

количество  которой  соответствовало  1  г  на  1  дм

3

,  при  повышенной  температуре  65-70 



0

С.  Содержание 

примесей в очищенном растворе после 3 стадии очистки соответствовало, мг/дм

3

: Сu 0,097; Cd - следы; 



Со – следы; Sb 0,17; Ge 0,017. 

Выводы: тестовые испытания гидролитической очистки растворов автоклавного выщелачивания от 

примесей  элементов  (Fe,  As,  Sb,  Ge)  проводились  при  температуре  70-75 

0

С,  расход  окислителя 



пиролюзита  (MnO

2

)  1,1  от  стехиометрии  на  количество  железа  (II)  в  растворе,  продолжительность 



окисления 45 мин, нейтрализации и агитации пульпы 2 часа, конечное рН = 4,5. Раствор был очищен от 

Fe на 99 %, As на 98 %, Sb на 90,8 %, Ge на 66,8 %, частично осаждается Cu до 22 %, до 14 % Cd. Раствор 

гидролитической очистки при рН 4,68 содержит, г/дм

3

: Zn 127,94; Cu 5,84; Cd 0,35; Mn 0,67; мг/дм



3

:  As 


0,21;  Sb 0,04; Ge 0,058; 

Раствор гидролитической очистки подвергали  3-х стадийной Cu-Cd очистке цинковой пылью, на 2-

ой стадии дополнительно использована соль Шлиппе. Для более глубокой  очистки раствора от Cu и Cd 

прово-дили доочистку также цинковой пылью. Содержание примесей в цин-ковом растворе, мг/дм

3

: Cu 


0,097; Cd – следы, Co – следы, Sb 0,17; Ge 0,01. 

 

Литература 

 

1 Набойченко С.С., Ни Л.П., Шнеерсон Я.М., Чугаев Л.В. Авто-клавная гидрометаллургия цветных 



металлов. –Екатеринбург: ГОУ УГТУ–УПИ, 2002, –940 с. 

2  Патент  №2001100649,  RU.  Способ  переработки  сульфидного  медно-цинкового  сырья, 

содержащего железо / Шнеерсон Я.М., Иванова Н.Ф., Глазунова Г.В., Трубина О.А. –Опубл. 27.01.2003.  

3 Патент №2393249, RU. Способ получения оксида цинка из серно-кислого раствора / Баратов Л.Г., 

Воропанова Л.А. –Опубл. 27.06.2010.  

4 Патент №2389810, RU. Способ получения  оксида  цинка из слабоконцентрированных растворов / 

Баратов Л.Г., Воропанова Л.А., Кондратьев Ю.И., Хулелидзе К.К. –Опубл. 20.05.2010. 

5  Садыков  С.Б.Автоклавная  переработка  низкосортных  цинковых  концентратов.  –  Екатеринбург, 

2006.  –580 с.  

 

 



ВЛИЯНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ  

НА ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ МЕДИ ИЗ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ 

 

Сұлтанбаева  А.Б., Акпанбаев Р.С.,  Усольцева Г.А., Баймаханова С. 



КазНТУ  имени К.И. Сатпаева,  г.  Алматы, Республика Казахстан 

 

В  последние  годы  развитию  гидрометаллургических  процессов  уделяется  повышенное 



внимание. Причины этого – значительное сокращение добычи руд с высоким содержанием цветных 

металлов,  расширение  объемов  разработок  по  добыче  руд  открытым  способом,  что  привело  к 

накоплению  отвалов  вскрышных  пород,  ухудшению  вещественного  состава  рудного  сырья  и 

качественного  состава  флотационных  концентратов,  и,  следовательно,  снижению  эффективности  их 

пирометаллургической  переработки.  Развитие  гидрометаллургии  меди  идет  по  пути  вовлечения  в 

переработку  сырья  в  отвалах,  отработанных  рудниках  и  нерентабельных  месторождениях, 

отличающихся сложностью состава, наличием как оксидных, так и сульфидных минералов  [1].  

В  настоящей  работе  проводились  исследования  процесса  сернокислотного  выщелачивания 

сульфидных медных руд, основные реакции которого приведены ниже: 

 

CuS + H



2

SO



= CuSO

4

 + H



2

S↑,                                                                  (1) 

CuFeS

2

 + 2H



2

SO



= CuSO

4

 + FeSO



4

 + 2H


2

S↑,                                                (2) 

CuFeS

2

 + 2H



2

SO

4



 + 0,5O

2

 = 2CuSO



4

 + Fe


2

(SO


4

)

3



 + 4H

2

S↑ + H



2

O,                          (3) 

     2Cu

5

FeS



4

 + 13H


2

SO

4



 + 6,5O

2

 = 10CuSO



4

 + Fe


2

(SO


4

)

3



 +13H

2

O + 8S



0

↓,                     (4) 

2CuFeS

2

+5H



2

SO

4



+4MnO

2

+6,5O



2

 = 2CuSO


4

+Fe


2

(SO


4

)

3



+5H

2

O+4MnSO



4

.

                                            



(5) 

 

Как  видно  из  приведенных  реакций,  в  результате  выщелачивания  могут  образовываться  не 



только  растворимые  соединения,  но  и  твердые  (сера)  и  газообразные  (сероводород)  фазы,    которые 

 

 

455



будут  осложнять  процесс.  Так,  сера  может  покрывать  тонкой  пленкой  растворяемые  зерна  и  тем 

самым  препятствовать  проникновению  растворителя  к  их  поверхности,  а  сероводород  покрывает 

поверхность частиц концентрата пузырьками и делает ее гидрофобной. Поэтому для интенсификации 

выщелачивания  требуется  постоянное  обновление  поверхности  зерен,  которое  достигается 

посредством  активного  перемешивания,  а  также  использование  предварительного  окислительного 

обжига [2]. 

Для  изучения  процесса  сернокислотного  выщелачивания  сульфидных  медных  руд  проведены 

серии  опытов  при  различных  условиях:  крупности  помола  концентрата,  температурных  режимах, 

продолжительности проведения процесса, а также влияние предварительной подготовки концентрата 

путем применения окислительного обжига при различных температурах и длительности воздействия 

на обжигаемый объект. 

Исследование  проводилось  на  обогащенном  флотационном  концентрате  Жезказганского 

месторождения, химический состав которого приведен в таблице 1.  

 

Таблица 1 – Усредненное содержание основных компонентов флотационного концентрата 



Джезказганского месторождения 

 

Состав, масс. % 



Cu 

Fe 


SiO


2

 

CaO 



Pb 

Zn 


Прочие 

37,50 


6,65 

14,50 


24,20 

0,60 


1,47 

1,20 


13,88 

 

Элементный  анализ,  выполненный  на  растровом  электронном  микроскопе  JED-2300  в 



лаборатории инженерного профиля КазНТУ имени К.И. Сатпаева,  показал  наличие в пробах более 

40 % меди, до 1-2 % цинка и свинца, до 10 % железа, около 10-15 % серы, до   5-20 % кремния, до 3 % 

алюминия,  небольших  количеств  мышьяка  и  молибдена.  В  концентрате  обнаруживается  кальций, 

калий, углерод и кислород.  

Согласно  результатам  рентгеноструктурного  анализа,  установлено  совместное  присутствие 

нескольких  медных  минералов:  борнита,  халькопирита,  джерита  и  халькозина.  Из  сопутствующих 

рудных  минералов  в  составе  концентрата  найдены  галенит,  сфалерит,  нерудные  минералы 

представлены  кварцем,  известняком,  полевыми  шпатами,  в  числе  которых  обнаружены  олигоклаз  и  

плагиоклаз.  

Методом  инфракрасной  спектроскопии  установлено  присутствие  в  концентрате  полевых 

шпатов, кварца, кальцита, халькопирита, халькозина, сфалерита, пирита, галенита, возможно наличие 

борнита ввиду наложения полос. 

Выщелачивание медного концентрата проводили агитационным методом в стеклянном стакане, 

перемешивание осуществляли с помощью магнитной мешалки в следующих технологических условиях: 

– температура – 25 -80

 о

С; 



– Т : Ж варьировали в пределах от 1: 2 до 1 : 10; 

– крупность концентрата, мм – 0,09; 0,125; 0,160; 0,40; 

– концентрация серной кислоты – 20-100 г/л; 

– продолжительность выщелачивания 1,5-3 ч. 

Результаты экспериментов по выщелачиванию в указанных условиях представлены на рисунках 

1-3, откуда следует, что на степень извлечения меди влияет как длительность выщелачивания, так и 

крупность  зерен  концентрата:  с  ростом  продолжительности  и  увеличением  крупности  растет  и 

извлечение  меди.  Рост  извлечения  при  увеличении  крупности  скорее  всего,  связан  с  образованием 

элементной серы, которая легче обволакивает мелкие частицы, более крупные же, видимо, покрывает 

только частично, поэтому остается больше возможностей для диффузии растворителя вглубь зерна. В 

целом  же  извлечение  меди  из  концентрата  без  предварительного  обжига  и  без  применения 

окислителей  низкое,  что  связано  с  качественным  составом  концентрата  и  способностью  к 

растворению  соединений  меди,  входящих  в  его  состав.  Обобщенные  результаты  исследований  по 

влиянию  крупности  зерен  концентрата  и  температуры  выщелачивания  исходного  сульфидного 

концентрата представлены на рисунке 1. 

 


 

 

456 



 

 

Рисунок 1 – Зависимость степени извлечения от крупности при разных  



температурах выщелачивания 

 

Как  видно  из  рисунка  1  наибольшее  извлечение  меди  наблюдаются  при  температуре 



выщелачивания  60 

о

С  и  крупности  концентрата  400  мкм.  Поскольку  характер  влияния  крупности  и 



температуры выщелачивания на извлечение меди в водный раствор при выщелачивании сохраняется, 

в дальнейших исследованиях было решено использовать преимущественно данный класс крупности 

и  температуру  выщелачивания.  В  то  же  время  степень  извлечения  меди  в  водный  раствор  не 

превышала 25 %, поэтому было решено подвергнуть флотационный концентрат обжигу. 

Обжиг  концентрата  фракции  400  мкм  осуществляли  в  закрытой  муфельной  печи  при  постоянной 

температуре  при  500,  600  и  700 

о

С.    Поскольку  доступ  кислорода  был  ограничен,  обжиг  можно 



рассматривать  как  термообработку  в  неподвижном  слое  с  ограниченным  расходом  воздуха. 

Продолжительность обжига поддерживали в пределах 1-3 ч. Одну серию опытов по обжигу проводили с 

подмешиванием  в  состав  концентрата  4  %  от  массы  концентрата  пиролюзита,  который  должен  был 

выступить в качестве окислителя. 

Выщелачивание  обожженного  медного  концентрата  фракции  400  мкм  проводили  аналогичным 

методом  при  соблюдении  всех  вышеуказанных  технологических  условий  при  температуре  60 

о

С  в 


течение  1,5-3  ч.  Влияние  продолжительности  и  температуры  обжига  на  степень  извлечения  меди 

представлено на рисунке 2. 

 

 

 



Рисунок 2 – Зависимость степени извлечения меди в водный раствор при выщелачивании  

флотационного  концентра от продолжительности его предварительного обжига при разных  

температурах и наличии окислителя 

 


 

 

457



Для  изучения  влияния  соотношения  фаз  на  выщелачивание  меди  из  флотационного  медного 

концентрата  процесс  проводили  агитационным  методом  в  стеклянном  стакане,  перемешивание 

осуществляли с помощью магнитной мешалки в следующих технологических условиях: 

– температура – 60 

о

С; 


– крупность концентрата – 0,40 мм; 

– концентрация серной кислоты – 20 г/л; 

– продолжительность выщелачивания 2 ч; 

–  выщелачивание  проводили  без  предварительного  обжига  (кривая  1  рисунка  3)  и  с 

предварительным обжигом в присутствии пиролюзита (кривая 2 рисунка 3).  

Результаты  исследований,  представленные  на  рисунке  3  показывают,  что  степень  извлечения  при 

малых соотношениях фаз незначительная. Это может объясняться, прежде всего, нехваткой растворителя и 

сложностью  обеспечения  перемешивания  –  получается  густая,  практически  тестооб-разная,  пульпа.  При 

дальнейшем  увеличении  соотношения  степень  извлечения  растет  до  достижения  Ж:Т  = 10:1,  дальнейшее 

увеличение соотношения фаз не дает никакого прироста извлечения, мало того, резко падает концентрация 

меди в водном растворе.  

 

 



1 – без обжига; 2 – с обжигом в присутствии пиролюзита 

Рисунок 3 – Зависимость степени извлечения меди при выщелачивании флотационного медного  

концентрата от соотношения фаз и вида предварительной подготовки 

 

Повышение  концентрации  кислоты  в    растворе  мало  влияло  на  процесс  выщелачивания  меди  из 



обожженного флотационного концентрата (изменение извлечения меди составляло не более 14 % при обжиге 

без  окислителя  и  не  более  4  %  при  обжиге  в  пристутствии  пиролюзита).  Несколько  сильнее  концентрация 

кислоты влияла на выщелачивание меди из необожженного концентрата: изменение извлечения меди состав-

ляло более 20 %. Однако без изучения экономических показателей нельзя однозначно сказать, что окажется 

более  выгодным  в  производственных  условиях.  Кроме  того,  необходимы  дополнительные  исследования  по 

извлечению в водный раствор примесных компонентов и других цветных и  редких металлов. Известно также, 

что использование растворов серной кислоты с высокой концентрацией приводит к большим затратам серной 

кислоты, что в свою очередь является нерентабельным. Поэтому, исходя из предварительных экономических 

данных  и  результатов  исследований  в  разрезе  настоящей  работы,  предложено  использовать  растворы  с 

концентрацией в них серной кислоты 20 г/л. 

Таким  образом,    полученные  результаты  позволяют  сделать  предположение  о  том,  что  опти-

мальными  параметрами  извлечения  меди  из  флотационного  концентрата  Жезказганского 

месторождения  крупностью  400  мкм  является  выщелачивание  растворами  серной  кислоты  с 

концентрацией  20  г/л  при  температуре  60 

о

С  с  применением  предварительного  окислительного 



обжига при 600 

о

С с добавкой окислителя MnO



2

.  


 


жүктеу 8.29 Mb.

Поделитесь с Вашими друзьями:
1   ...   67   68   69   70   71   72   73   74   ...   81




©emirb.org 2020
әкімшілігінің қараңыз

    Басты бет