Содержание к диссертации
Введение
1 Современное состояние и перспективы гидрометаллургической переработки медных руд 9
1.1 Традиционные способы переработки 9
1.2 Комбинированные способы переработки медных руд 27
1.3 Процессы экстракции в гидрометаллургии меди 42
1.4 Выводы и постановка задачи 49
2 Методы исследования и анализа 51
2.1 Методика проведения сернокислотного выщелачивания 51
2.2 Методика проведения экстракции и реэкстракции 51
2.3 Методика проведения электроэкстракции 52
2.4 Методы анализа и реактивы 52
2.5 Характеристика проб медной руды Удоканского месторождения и их подготовка 57
2.6 Выводы 63
3 Оптимизация сернокислотного выщелачивания меди из окисленных минералов сульфидно-окисленной медной руды 64
3.1 Термодинамический анализ процесса выщелачивания 64
3.2 Исследование разложения руды сернокислыми растворами 67
3.2.1 Предварительное исследование образцов руды 67
3.2.2 Влияние скорости перемешивания на извлечение меди 72
3.2.3 Влияние крупности руды на извлечение меди 73
3.2.4 Определение экспериментальной энергии активации процесса 74
3.2.5 Определение экспериментального порядка процесса по реагенту 76
3.2.6 Оптимизация основных технологических параметров сернокислотного выщелачивания 78
3.3 Выводы 80
4 Исследование параметров жидкостной экстракции и электроэкстракции меди из растворов выщелачивания 82
4.1 Свойства экстрагента и механизм экстракции 82
4.1.1 Определение влияния растворителя на экстракцию меди 88
4.1.2 Определение емкости экстрагента по меди 89
4.1.3 Изучение влияния кислотности сернокислого медьсодержащего раствора на экстракцию меди 90
4.1.4 Определение селективности в паре медь-железо при жидкостной экстракции 93
4.2 Изотермы экстракции и реэкстракции 95
4.3 Электроэкстракция меди 100
4.4 Выводы 103
5 Технологические основы гидрометаллургической переработки смешанных медных руд Удоканского месторождения 105
5.1 Комбинированная схема, предложенная
Уральской горно-металлургической компанией (УГМК)... 105
5.2 Предлагаемая схема переработки и ее обоснование 110
5.3 Материальный баланс гидрометаллургического передела 115
5.4 Оценка экономической эффективности предлагаемой схемы 121
5.5 Выводы 124
Выводы 125
Список использованных источников 127
Приложение А 137
- Комбинированные способы переработки медных руд
- Характеристика проб медной руды Удоканского месторождения и их подготовка
- Оптимизация основных технологических параметров сернокислотного выщелачивания
- Изучение влияния кислотности сернокислого медьсодержащего раствора на экстракцию меди
Введение к работе
Медь давно и успешно применяется в различных отраслях техники. Сегодня это довольно обширный спектр использования: радиотехника, энергетика, химическая технология, металлургия.
Вопросам расширения сырьевой базы, доступности и повышения качества меди всегда уделялось пристальное внимание как в России, так и за рубежом. Удоканское месторождение медных руд является крупнейшим в России. Среднее содержание меди в балансовых запасах составляет 1,56 %. Месторождение включает три типа руд: сульфидные, смешанные и окисленные с содержанием окисленной меди соответственно до 30, от 30 до 70 и более 70 %. В промышленных запасах сульфидные руды составляют - 44,8 %, смешанные - 38,2 %, окисленные - 17 %.
Реализуемые в настоящее время в металлургической практике пиро- и гидрометаллургические схемы переработки смешанных медных руд и концентратов характеризуются многостадийностью схем переработки, большими затратами реагентов, низкой эффективностью извлечения ценного сырья. По мере увеличения глубины залегания проявляется тенденция к ухудшению вещественного состава руд. В результате приемами флотационного обогащения становится все труднее получать качественные концентраты для пироме-таллургической переработки. Наряду с этим руды Удоканского месторождения склонны при измельчении к ошламованию и характеризуются практической невозможностью селективной добычи окисленных и сульфидных минералов руд ввиду достаточно сложной морфологии рудных тел.
В связи с вышеизложенным актуальной проблемой является теоретическое и технологическое обоснование эффективной, рентабельной схемы переработки смешанных медных руд Удоканского месторождения.
Актуальность работы, В настоящее время Российская Федерация имеет ухудшающийся баланс обеспеченности отечественных производствен-
ных мощностей медным сырьем и концентратами. Удоканское месторождение медных руд является перспективным для освоения. В современных экономических условиях предприятия медной промышленности вынуждены переходить на технологические схемы, обеспечивающие высокое качество конечного продукта при низкой его себестоимости и экологическую безопасность производства. Одним из таких направлений являются гидрометаллургические способы переработки медных руд.
Работа выполнена в соответствии с постановлением Правительства г. Москвы № 381 от 04.05.99 г. о создании ОАО "Забайкальская горная компания" с участием г. Москвы и финансированием ТЭО освоения Удо-канского месторождения, а также в соответствии с перечнем критических технологий РФ и приоритетными направлениями развития науки, технологий и техники РФ.
Цель работьї. Теоретическое и экспериментальное обоснование оптимальных параметров гидрометаллургического передела при получении меди из окисленных минералов неконцентрированных медных руд Удоканского месторождения и разработка технологической схемы, позволяющей обеспечить эколого-экономическую эффективность производства.
Научная новизна.
Проведена комплексная аттестация смешанной медной руды Удоканского месторождения и доказана ее склонность к ошламованию.
На основе теоретических и экспериментальных исследований определены оптимальные параметры сернокислотного выщелачивания окисленной части смешанной медной руды Удоканского месторождения. Установле-
но, что лимитирующей стадией является диффузия реагента в глубь частиц руды.
Обоснован выбор экстрагента и исследованы режимы экстракции -реэкстракции меди из сернокислотных пульп раствором экстрагента LIX 984N в керосине.
Разработаны теоретические и технологические основы гидрометаллургического цикла переработки морфологически сложных руд Удоканского месторождения, обеспечивающие высокую степень извлечения меди из окисленных минералов.
Практическая значимость.
В результате интерпретации теоретических и экспериментальных исследований выявлены оптимальные условия извлечения окисленной части смешанных руд в сернокислые растворы.
Экспериментально определены оптимальные параметры экстракции - реэкстракции меди в концентрированные растворы для дальнейшего получения катодной меди методом электроэкстракции.
Подтверждена возможность электролитического получения меди из сернокислых растворов очищенного электролита при переработке смешанной руды Удоканского месторождения.
Разработана технологическая схема переработки смешанных медных руд, включающая измельчение руды, сернокислотное выщелачивание ее окисленной части с последующим переделом по схеме экстракция - электролиз и флотационное обогащение сульфидной.
Реализация результатов.
По результатам выполненных исследований разработаны и переданы ОАО "Евразруда" технологические рекомендации по переработке медных руд сложного минерального состава, склонных к ошламованию.
Предложенная технологическая схема переработки смешанных медных руд и параметры оптимизации процессов выщелачивания и экстракции - ре-экстракции внедрены в учебный процесс и практику подготовки студентов специальности 150102 "Металлургия цветных металлов".
Предмет защиты и личный вклад автора. На защиту выносятся:
результаты аттестации физико-химических свойств смешанных медных руд Удоканского месторождения;
результаты экспериментальных исследований влияния температуры, плотности пульпы, кислотности, скорости перемешивания, крупности ИСХОДНОЙ руды, времени контакта на эффективность выщелачивания и расход серной кислоты;
результаты экспериментальных исследований экстракционных характеристик экстрагента LIX 984N в сернокислых растворах выщелачивания смешанных медных руд: кинетика, изотерма экстракции - реэкстракции;
технологические основы переработки медных руд Удоканского месторождения с применением метода выщелачивания растворами серной кислоты растворимых окисленных минералов меди, экстракционной очисткой и концентрированием меди экстрагентом LIX 984N.
Автору принадлежит:
Проведение экспериментальных исследований, выбор и теоретическое обоснование оптимальных параметров выщелачивания смешанных медных руд Удоканского месторождения; выбор экстрагента и исследование его экстракционных характеристик в сернокислых растворах после выщелачивания медных руд; обоснование основ технологии переработки медных руд Удоканского месторождения с применением метода выщелачивания растворами серной кислоты окисленных минералов меди, экстракционную очистку и концентрирование меди экстрагентом LIX 984N, электролиз с получением
*
катодной меди, оценка эффективности предложенной технологической схемы.
Апробация работы. Результаты диссертационной работы докладыва
лись на региональной научной конференции студентов, аспирантов и моло
дых ученых «Наука и молодежь: проблемы, поиски, решения» (Новокузнецк,
2001г.), Всероссийской научной конференции студентов, аспирантов и моло-
,^ дых ученых «Наука и молодежь: проблемы, поиски, решения» (Новокузнецк,
2005 г.).
Публикации. Результаты диссертации опубликованы в 5 печатных работах в центральных журналах и сборниках, из них 3 статьи.
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти
глав, выводов и приложений. Изложена на 141 странице машинописного тек
ста, содержит 22 рисунка, 28 таблиц, список литературы из .108 наименова-
4г, ний.
Комбинированные способы переработки медных руд
Выщелачивание - цементация — флотация (Выщелачивание - осаждение — флотация или ВОФ) По этой схеме медь из окисленных минералов извлекается выщелачиванием, далее осаждается губчатым железом в пульпе и затем поступает на флотацию, где частицы цементной меди флотируются вместе с сульфидными минералами. Технология разработана в России в 30-х годах В.Я. Мостовичем и известна под названием «Метод Мостовича». Крупность руды определяется возможностью флотации сульфидных минералов. Комбинированную схему применяют для переработки всей руды или только ее шламовой части, содержащей основную часть труднообогатимых минералов, промпродуктов флотационного обогащения. Извлечение по этой схеме выше, чем при коллективной флотации, так как выщелачиванием медь из окисленных минералов извлекается полнее, а цементная медь флотируется лучше, чем окисленная. Несмотря на определенные достоинства, на практике этот метод не применяется [5, 20]. Для переработки руд с повышенным содержанием основных породообразующих минералов более предпочтителен процесс сегрегации, заключающийся в восстановительном обжиге руды с добавками хлоридов и последующей флотацией металлизированных частиц меди. Выщелачивают рудную пульпу (35-45% твердого) в аппаратах с механическим перемешиванием при температуре 50-60 С. Продолжительность операции зависит от крупности руды, ее вещественного состава, гидродинамического режима выщелачивания меди и составляет в среднем 0,7-1,5 ч. Остаточная кислотность не превышает 3-5 г/дм3; извлечение меди при выщелачивании 85-90%.
Пульпу после выщелачивания разбавляют (Ж:Т = 2,5:3,5), при необходимости частично нейтрализуют известью и направляют на цементацию. Цементацию проводят в чанах с механическим перемешиванием пульпы, барабанах, используя в качестве осадителя губчатое железо или дробленую стружку. Осадитель целесообразнее подавать в виде пульпы, так как в этом случае улучшаются условия равномерной его дозировки. Продолжительность цементации составляет 10-25 мин.
Цементация - наиболее слабое место в схеме ВОФ. Этот способ выделения меди связан с повышенным расходом дорогого осадителя, что ухудшает состав пульпы, поступающей на флотацию. Другой недостаток процесса цементации меди железным скрапом — образование ионов двухвалентного железа в растворах, возвращаемых для выщелачивания, т.е. на образование FeSC 4 расходуется серная кислота [40]. Кроме того, цементную медь следует дополнительно очищать для получения товарного продукта. Поэтому в последние годы ведутся поиски более совершенных вариантов извлечения меди. Так, при выборе рациональной технологии переработки смешанных руд месторождения Коппер Маунтейн (пров. Квебек, Канада; фирма Гаспе) был рассмотрен процесс ВОФ с использованием автоклавного осаждения меди сульфидным концентратом при температуре 160 С. Основные трудности этого варианта связаны со сложностью обработки плотных пульп в непрерывном режиме; необходимы предварительный подогрев и последующее охлаждение пульпы перед флотацией [3].
За рубежом разработан аналогичный процесс - LPF - выщелачивание (в чанах) - осаждение - флотация. Основными этапами LPF является выщелачивание окисленных минералов раствором серной кислоты, цементация растворенной меди и флотация ее совместно с сульфидными минералами. Последовательность проведения этих операций может быть различной, т.е. гидрометаллургическая операция может предшествовать флотации и наоборот. По данной схеме растворенная медь перед флотацией осаждается в виде сульфида меди продувкой пульпы газообразным сероводородом, загрузкой сернистого натрия или другого сульфидизатора. По сравнению с процессом Мостовина уменьшается расход реагентов на осаждение. Процесс LPF был внедрен на предприятиях США (фирмы Майами, ИнспиреЙшн на заводе Хей-ден) в 60-70х годах, однако, в настоящее время он не применяется.
Выщелачивание — цементация — магнитная сепарация. Здесь после цементации проводится магнитная сепарация частиц железа, покрытых цементной медью, пленка обдирается, и после последующих магнитной сепарации и классификации получают богатый медный концентрат. Используется для переработки окисленных медных руд, но может использоваться для смешанных, если кек после выщелачивания направляется на флотацию сульфидных минералов. Метод практически не применяется из-за невысокого извлечения меди.
Выщелачивание - жидкостная экстракция - электролиз - флотация. По этой схеме можно перерабатывать некарбонатные руды с различной степенью окисленности. В схеме учитывается различие флотационных свойств окисленных и сульфидных минералов меди, обеспечивается высокое извлечение меди из окисленных минералов серной кислотой, создаются оптимальные условия для флотации сульфидных минералов с получением более качественного флотационного сульфидного концентрата. Технология использовалась на медном комбинате «Твин Бьюте» в США для смешанных руд с содержанием 0,61% меди с 1979 г., на СП «Эрденет» (Монголия) с 1997г.
Наличие в руде железа как окислителя сульфидов в сочетании с другими окислителями позволяет рекомендовать для Удоканского месторождения чисто гидрометаллургическую переработку всей массы руды по технологии МПВЭ (модульность - предконцентрация - выщелачивание - электроэкстракция). Зарубежный аналог процесса SX - EW [17, 43]. Для интенсификации процесса электроэкстракции возможно применение поверхностно-активных веществ (ПАВ), исследование механизмов воздействия которых на осаждение меди рассмотрено в работах [44-46]. Содержание железа, в основном трехвалентного, в растворах выщелачивания, идущих на экстракцию, должно быть невелико. Одним из перспективных методов очистки растворов (сернокислых) от железа является ионнообменный способ с использованием селективных к железу карбоксильных катионитов [47, 48]. Эффективное использование процесса возможно только в том случае, если железо в растворе находится в виде Fe (III) [48,49].
Характеристика проб медной руды Удоканского месторождения и их подготовка
Испытания по экстракции меди из сернокислых элюатов проводили в противоточном режиме на экстракционной установке производительностью
3 дм3/ч, состоящей из экстракторов типа смеситель — отстойник. Объем смесительной камеры составлял 0,08, отстойной — 0,4 дм3. Фазы перемешивали турбинной мешалкой при скорости 800-1000 об/мин, время контакта фаз на стадии экстракции составляло 1 мин. Экстракцию меди проводили 0,5 моль раствором экстрагента СКООО-77 в керосине с добавкой 10% 2-этилгексанола. За время испытаний переработано 200 кг удоканской руды, получено 30 дм медного аммиачного реэкстракта. Сквозное извлечение меди из руды в товарный реэкстракт составило 84%. Расход реагентов на 1 т руды составил, кг: серной кислоты (96%-ной) 49-50, аммиака (25%-ного)-64. Частичная экстракция серной кислоты совместно с медью увеличивает расход аммиака в 1,3 раза, несмотря на водную промывку органического экстракта. Медь из аммиачных реэкстрактов, содержащих 40-45 г/дм3 Си, может быть выделена в виде порошка восстановлением диоксидом серы в две стадии или в виде товарных солей, при этом исключается такой энергоемкий передел, как электролиз меди. Таким образом, для переработки труднообогатимых окисленных медных руд авторы [68] предлагают использовать схему, включающую сорбционное выщелачивание меди с применением сульфокатионита КУ-2-16п и последующее экстракционное концентрирование и очистку меди от примесей селективным бинарным экстрагентом СКООО-77. Она позволит применить доступные, выпускаемые промышленностью реагенты, исключить дорогостоящую операцию электроэкстракции на стадии получения товарных медных продуктов, а также расширить номенклатуру получаемой медной продукции. Схема не получила широкого распространения из-за появления более совершенных и доступных экстрагентов и сложного технологического оформления.
Экстракция оксиоксимами широко применяется в гидрометаллургии цветных металлов, в первую очередь меди. Основным недостатком экстракционных систем с оксиоксимами является значительное время (от нескольких минут до нескольких десятков минут), необходимое для достижения равновесия, что снижает производительность экстракционного оборудования. В этой связи растет интерес к исследованию кинетики экстракции металлов оксиоксимами и к разработке способов ускорения процесса. На сегодняшний день более или менее достоверно установлено, что общая скорость экстракции в обсуждаемых системах ограничена, как правило, скоростью поверхностной химической реакции. Это обстоятельство заставляет искать катализаторы в первую очередь среди соединений, обладающих поверхностно-активнымими свойствами. Целью работы [76] явилось исследование кинетики экстракции оксибензофеноноксимом в условиях, максимально приближенных технологическим — на проточном реакторе с вибрационным перемешиванием, моделирующим смесительную камеру экстрактора, в эмульсионном режиме с фотографической регистрацией площади поверхности раздела фаз. Предполагалось также изучить характер влияния различных поверхностно-активных добавок на кинетические параметры системы. Органическая фаза представляла собой 4%-ный (по объему) раствор технического оксибензофеноноксима (50% экстракционно-активного вещества) в синтине. В качестве поверхностно-активных добавок использовали водорастворимые лаурилсульфат натрия (ч. д. а., 0,2 кг/м3) и гилтриметиламмоний бромид (х. ч., 0,2 кг/м3), а также додеканол, который вводился в органическую фазу в количестве 0,4 об. %. Кинетические кривые, отражающие изменение степени извлечения меди во времени, свидетельствуют о том, что добавки анионо-активного ПАВ (лаурилсульфата натрия) ускоряют экстракцию, а неионогенные, и особенно катионоактивные (цетилтриметиламмоний бромид) ПАВ, напротив, замедляют процесс. Каталитическое действие ПАВ связано не только и не столько с увеличением поверхности фазового контакта, сколько с возрастанием константы скорости лимитирующей реакции.
Общая скорость экстракции меди такими оксиоксимами, как LIX 65N, LIX 64N в эмульсионном режиме лимитируется медленной гетерогенной химической реакцией протекающей по механизму прямого удара, т. е. с одним адсорбированным и одним растворенным в объеме фазы реагентом (RH2-оксиоксим). Можно предположить, что при извлечении меди оксибензофе-ноноксимом реализуется эта же лимитирующая стадия. Поскольку она протекает с участием катионного промежуточного комплекса, анионо активные ПАВ, отрицательно заряжающие поверхность раздела фаз, катализируют экстракцию, а катионоактивные ПАВ служат ингибиторами. В случае неионо-генного додеканола электростатические эффекты не проявляются, а незначительное замедление экстракции обусловлено, по-видимому, лишь конкурентной адсорбцией, при которой постороннее ПАВ (додеканол) частично вытесняет оксиоксим из адсорбционного слоя.
Реагент АБФ является аналогом широко применявшегося в промышленной практике за рубежом реагента LIX 65. В настоящее время экстрагенты на основе бензолфеноноксимов (LIX 64, LIX 65) вытесняются экстрагентами альдоксимного типа серии Acorga-5000 фирмы «Acorga Limited» (на основе 5-нонилсалицилальдоксима) и реагентами фирмы «Henkel» LIX 62 (на основе 5-додецилсалицилальдоксима). Синтезированный в институте «Гидроцвет-мет» реагент алкилсалицилальдоксим АСАО-РТ относится к классу альдок-симных реагентов. Лабораторные испытания показали, что по своим экстракционным свойствам он аналогичен реагенту Acorga Р 5200. Укрупненные испытания экстракционной технологи проводили в опытном цехе специализированной технологической лаборатории (СТЛ) ПО «Балхашмедь» на растворе кучного выщелачивания Коунрадского рудника. В качестве экстрагента использовали 0,45 М АСАО-РТ-У (30 % технического продукта) в керосине. В качестве реэкстрагирующего раствора использовали модельный раствор с содержанием 25 г/дм3 меди и 200 г/дм3 H2S04, что соответствует оборотному медному электролиту. Часть электролита после электроосаждения меди повторно использовали для реэкстракции. Испытания проводили в экстракто-pax типа смеситель-отстойник емкостью 6 дм . В соответствии с колебаниями исходного содержания меди отношение потоков при экстракции меди колебалось от 0:В = 1:1,62 до 0:В = 1:3,1, отношение потоков при реэкстракции меди поддерживалось на уровне 0:В = 2:1. Всего было переработано 1,89 м3 исходного раствора. За 146 ч работы экстрагент совершил 27 циклов экстракция — реэкстракция без заметного снижения экстракционных свойств. В рафинате оставалось 0,06-0,11 г/дм3 меди (извлечение достигало 97-98%). Рабочая емкость экстрагента составила 8-1 г/дм.
Оптимизация основных технологических параметров сернокислотного выщелачивания
В настоящее время основным промышленным методом получения меди из растворов является комбинация жидкостной экстракции и электроэкстракции (SX-EW). Наиболее широкое применение указанная технология находит при переработке бедных растворов выщелачивания руд, что обусловлено привлекательностью экономических и экологических показателей процесса. За последние 30 лет в мире построено около 50 установок по производству катодной меди из растворов выщелачивания руды с использованием жидкостной экстракции и электроэкстракции. Все наиболее крупные введенные в эксплуатацию за последние годы предприятия по получению первичной рудничной меди производительностью до 180 000 т меди в год применяют технологию SX-EW. Получаемая катодная медь удовлетворяет требованиям самых высоких стандартов (Grade A LME).
Учитывая накопленный мировой промышленный опыт, а также результаты исследований, выполненных различными научными организациями, для переработки растворов выщелачивания Удоканской медной руды рекомендована технология жидкостной экстракции - электроэкстракции меди.
В ходе работы ставилась задача исследования технологических параметров жидкостной экстракции и электроэкстракции меди из растворов сернокислотного выщелачивания, определения конфигурации схемы экстракционной очистки, а также получения высококачественной катодной меди из руды Удоканского месторождения.
За последние 40 лет технологические характеристики экстрагентов для жидкостной экстракции меди существенно улучшились. В 1965 году единственным промышленным экстрагентом являлся LIX 64, область применения которого была значительно ограничена (концентрация меди в растворах выщелачивания не должна была превышать 3,0 г/дм3 при величине рН = 2). Постоянное совершенствование выпускаемых реагентов для жидкостной экстракции сегодня позволяет экономически выгодно перерабатывать растворы с концентрацией меди выше 10,0 г/дм3 при рН ниже 1,5.
В настоящее время существует два основных типа промышленных экс-трагентов для жидкостной экстракции меди: 1. "Кетоксимы" - 2-гидрокси-5-нонилацетофенон оксимы; 2. "Альдоксимы"- 5-додецилсалицилальдоксимы и 5- нонилсалицилальдок-симы. Экстрагенты на основе альдоксимов не могут быть использованы в чистом виде, так как связь меди с молекулой экстрагента настолько сильна, что провести реэкстракцию промышленными растворами отработанного электролита из чистого альдоксимного экстрагента не представляется возможным. Поэтому промышленные экстрагенты на основе альдоксимов поставляются в модифицированном виде — с добавками эфиров, тридеканола и т.д. Структура реагентов для жидкостной экстракции меди схематически представлена на рисунке 4.1, а комплекс двух молекул экстрагента с медью показан на рисунке 4.2. Каждый из указанных типов экстрагентов в отдельности имеет как преимущества, так и недостатки. Поэтому широкое распространение в промышленности получили экстрагенты на основе смесей кетоксимов и альдоксимов. Сравнительные технологические характеристики различных типов экстрагентов приведены в таблице 4.1. При оценке потенциальных промышленных экстрагентов важны не отдельные их свойства (которые могут быть очень хорошими), а наличие их совокупности. Поэтому в качестве экстрагента для извлечения меди из растворов выщелачивания выбираем 20%б раствор в керосине LIX 984N, представляющий собой смесь LIX 860N-I (альдоксим) и LIX 84-1 (кетоксим) в соотношении 1:1 (по объему). Производителем данного экстрагента является Cogrris Corp., подразделение концерна Henkel. Заводы по производству экстрагентов LIX расположены в США и Ирландии. Для экстракции использовался промышленный образец экстрагента LIX 984N (рисунок 4.3).
Изучение влияния кислотности сернокислого медьсодержащего раствора на экстракцию меди
Основная масса руд представлена кварцевидными песчаниками, которые при нарушении целостности руды раскалываются преимущественно по рудным трещинам, вследствие чего прожилки минералов меди оказываются на поверхности. При выемке и дроблении руды большая часть минералов ме ди вскрыта и доступна для выщелачивающих растворов; - характер оруденения, текстурно-структурные особенности руды, вскрытие минералов меди и крупная вкрапленность значительной части медных минералов позволяют эффективно проводить выщелачивание дробленой руды; - как показано в разделе 3, измельчение руды менее 2,5 мм не приводит при выщелачивании к ожидаемому увеличению извлечения меди даже при увеличении расхода серной кислоты, но при этом значительно повышается потребление кислоты пустой породой; - обезвоживание кека выщелачивания дробленой руды осуществляется с удельной производительностью по твердому значительно выше, чем измельченной руды, и достигает 2,5 т/м2-ч при влажности осадка 20 %. Целесообразность использования в начале технологической схемы сернокислотного выщелачивания руды определяется ее следующими технологическими свойствами: - трещиноватостью породы, жильным типом оруденения, развитием окисленных форм меди по трещинам, повышенной пористостью магнетита и гидроксидов железа, присутствием слоев гидрослюд, которые при смачивании увеличиваются в объеме и из-за контраста температур способствуют дезинтеграции породы; - низким содержанием оксида кальция и присутствием оксидов калия и натрия в малорастворимых соединениях при высоком содержании кремнезема в руде, что позволяет производить выщелачивание меди с невысоким расходом серной кислоты; - установленной в ходе подготовки проб руды (раздел 2) склонностью к ошламованию и переходом значительной доли окисленных фаз меди в шла-мы и соответственно высокому извлечению их при выщелачивании; - экспериментально доказанной в разделе 3 способностью окисленных минералов меди, содержащихся в руде, легко растворяться в серной кислоте. После выщелачивания руды в течение 0,5 ч при достаточном количестве кислоты и повышенной температуре происходит резкое снижение содержания окисленных минералов. Большая часть сульфидных минералов меди в руде является вторичными сульфидами, которые также частично выщелачиваются серной кислотой: халькозин, ковеллин, много хуже борнит и халькопирит; - небольшим расходом серной кислоты на минералы пустой породы при соотношении Т:Ж =1:1; - отсутствием вредных примесей и низким содержанием железа в руде, что позволяет получать из растворов выщелачивания методом экстракция - электроэкстракция (SX — EW) катодную медь высокого качества. При реализации стадии сернокислотного выщелачивания важно поддерживать оптимальными соотношение Т:Ж -1:1, исходную концентрацию серной кислоты 19 г/дм3 и температуру 1СН-15 С.
На стадии экстракции изменения в предлагаемой схеме касаются концентрации экстрагента. Эффективность использования 20 % раствора LIX 984 в керосине РЭД-1 подтверждена данными экспериментов раздела 4. В отличие от схемы, предлагаемой УГМК, где для экстракции используется 30%-ый раствор LIX 984, использование раствора такой концентрации обусловлено тем, что выщелачиванию подвергается не концентрат, а руда и, следовательно, концентрация экстрагента может быть меньше. Кроме того, с учетом рекомендуемого соотношения Т:Ж =1:1 плотность 20%-го раствора обеспечивает лучшие условия протекания экстракции. Немаловажно и снижение в этом случае затрат на дорогостоящий экстрагент.
Еще одно отличие предлагаемой схемы заключается в наличии только одной стадии реэкстракции, т.к. ранее при помощи изотермы реэкстракции была показана возможность достижения в этом случае концентрации меди в насыщенном электролите 45,0 г/дм .
Таким образом, в предлагаемой схеме будут реализованы все полученные ранее рекомендации по оптимизации процессов выщелачивания и экстракции - реэкстракции.
Руда с обогатительной фабрики после сухой подготовки (дробление и измельчение до крупности - 3,0) ленточным питателем подается в два аппарата объемом по 360 м3 для приготовления пульпы выщелачивания, куда добавляются также отработанный электролит и рафинат экстракции. При помощи центробежных насосов пульпа поступает в каскад аппаратов для выщелачивания, туда же подают серную кислоту. Полнота выщелачивания достигается при установке шести таких аппаратов объемом по 360 м3. Применение каскада обусловлено тем, что при перетеке самотеком из аппарата в аппарат пульпе хватает времени для полного выщелачивания (разделения сульфидной и окисленной меди). Каждый аппарат для выщелачивания снабжен мешалкой. Из каскада аппаратов пульпа поступает в аппараты объемом 360 м3, затем на фильтрование и промывку в ленточных фильтрах, площадью фильтрации 100 м . После фильтрования фильтраты подаются в баки, откуда посредством центробежных насосов поступают в сгуститель для осветления. Для интенсификации процесса туда подаются коагулянт и флокулянт. Затем осветленный раствор направляется в отделение экстракции, где подвергается двухстадиальной экстракции с использованием 20%-го раствора LIX 984 в керосине. После реэкстракции насыщенный электролит содержит 45 г/дм3 меди и направляется на электроэкстракцию после предварительной флотации органических примесей в камере Джеймсона, контрольной фильтрации и нагрева в теплообменниках, а обезмеженная органическая фаза с содержанием меди 3,28 г/ дм3 возвращается на вторую стадию экстракции.
Другой продукт фильтрования - кек после распульпации в аппаратах объемом 32 м2, нейтрализации в контактных чанах (V - 100 м3), подается в аппараты для нейтрализованного кека (V = 360 м3) и оттуда уже направляется на дофлотацию в обогатительный передел с целью получения сульфидного медного концентрата.
Похожие диссертации на Теоретические и технологические основы гидрометаллургической переработки медных руд Удоканского месторождения
