Новости горной промышленности

Комбинированная технология обогащения забалансовых медесодержащих руд

С начала развития интенсивного освоения недр в Уральском регионе человеком образовано свыше 300 различных техногенно-минеральных объектов, содержащих свыше 35 млрд тонн пустых пород и забалансовых руд, свыше 2 млрд тонн отходов обогащения, свыше 120 млн тонн шламов и свыше 100 млн тонн шлаков металлургического производства. Выделяющиеся в горно- перерабатывающем и металлургическом секторе экономики отходы содержат не только тысячи тонн меди и цинка, но и наносят значительный вред экологии районов их размещения. Майнинг-Инфо

обогащения забалансовых медьсодержащих руд | Майнинг-Инфо

Снижение негативного воздействия на окружающую среду отходов хозяйственной деятельности человека, а также снижение объемов складирования ценных металлов в техногенно-минеральных объектах возможно путем вовлечения их в производство с применением комбинированных методов обогащения.

Целью настоящей работы являлась разработка технологии переработки забалансовой руды одного из техногенно-минеральных объектов Урала, содержащей 0,82 % меди.

Руда, складированная в отвалы, в течение длительного времени подвергалась выветриванию, в результате чего часть меди перешла в окисленную форму. Согласно результатам фазового анализа, медь в руде представлена на 54 % (отн.) кристаллическим сульфатом меди (II), на 30 % (отн.) – первичными сульфидами и на 11 % – вторичными. Массовая доля меди в виде оксидной фазы составляет 5 % (отн.). Медьсодержащими минералами в руде являются халькантит, халькопирит, ковеллин, халькозин и малахит.

Указанный фазовый и химический состав руды свидетельствует о возможности извлечения 53-54 % меди в раствор при водном выщелачивании. Экспериментально подтверждено, что на стадии водного выщелачивания сульфатная медь полностью переходит в раствор в течение нескольких минут.

По результатам изучения вещественного состава руды и анализа априорной информации в качестве оптимальной принята флотационного-гидрометаллургическая схема переработки. Первоначально путем водного выщелачивания в продуктивный раствор отделяется водорастворимая медь. Отмытая руда далее подвергается флотационному обогащению. Из водного раствора проводится выделение труднорастворимых соединений меди методами химического осаждения и цементации. Химическое осаждение проводилось сульфидом меди, цементация – железным порошком.

Для осаждения сульфида меди первоначально использован насыщенный раствор сульфида натрия Na2S. Для исследований процесса осаждения использован раствор, полученный водным выщелачиванием руды при расходе 1,5 м3 на тонну руды. Отмечено, что при водной отмывке вместе с сульфатом меди в водную фазу переходит часть железа (II) и железа (III) в виде сульфатов. Выход железа в раствор достигает 20 кг/т руды, в том числе 8 кг/т – в форме железа (III). По- казатель рН водной вытяжки составляет 1,8. Осаждение проводилось в течение 10 минут. В процессе осаждения отмечено повышение рН до 4-5, что обусловлено щелочной реакцией сульфида натрия. Полученный осадок отделялся от водной фазы фильтрацией, промывался на фильтре (в соотношении 3:1 к маточной влаге осадка), высушивался и взвешивался. Далее проводился химический анализ фильтрата и осадка. Результаты осаждения концентрата представлены на рис.1.

Предполагаемый процесс осаждения происходит по реакциям:
Cu2++S2- = CuS↓ (1)
2Fe3++ S2- = 2Fe2+ + S0↓(2)

Оптимальный расход сульфида натрия составил 2,95 кг/кг меди в растворе, что соответствует 110 % от стехиометрии реакций (1) и (2). В результате осаждения обеспечивается получение осадка с содержанием меди 27,8 % при извлечении из раствора 99,8 %. Высокие расходы осадителя объясняются присутствием в растворе больших количеств железа (III), в результате чего основная часть сульфида натрия расходуется на побочную реакцию (2). В целях снижения себестоимости гидрометаллургического передела изучена возможность осаждения меди более дешевым реагентом – насыщенным раствором гидросульфида натрия NaHS.

Установлено, что применение гидросульфида натрия характеризуется закономерностями осаждения, аналогичными представленным на рис. 1. Поэтому сульфид натрия может быть заменен гидросульфидом в стехиометрически эквивалентном количестве. Оптимальный расход гидросульфида натрия составил 7,1 кг/кг меди. В процессе осаждения происходит подкисление среды (рН снижается до 1,5-1,8).

Зависимость содержания (1) и извлечения (2) меди в химически осажденный концентрат от удельного расхода Na2S | Майнинг-инфо

Рис. 1. Зависимость содержания (1) и извлечения (2) меди в химически осажденный концентрат от удельного расхода Na2S

Полученный с использованием как NaHS, так и Na2S концентрат имел следующий состав (в расчете на сухой вес), %: 27,8 Cu; 29 S; 8,2 Fe; 3,8 Zn; 1,1 As; 1,0 Na; 0,6 Mg; 0,5 Ca. Полученный осадок характеризовался относительно низким содержанием меди. Для объяснения этого с помощью дифрактометра Shimadzu XRD-7000 и электронного микроскопа EVO MA-15 Zeiss был проведен рентгеноструктурный и фазовый анализ полученного осадка. Установлено, что около 43 % концентрата представлено сульфидом меди (II) (имеющим структуру, близкую к структуре ми- нерала ковеллина), 46 % – фазой сульфата железа (II), включающей в себя кристаллизационную воду. Это свидетельствует о том, что получение сульфидного осадка с низким содержанием меди обусловлено снижением растворимости сульфата железа (II) в присутствии избытка сульфид-ионов. В результате происходит кристаллизация основных сульфатов железа (II) с общей брутто-формулой Fe2(OH)2SO4·nH2O.

Высокое содержание натрия указывает на выпадение также двойных солей сульфата железа (II) и натрия. В результате происходит разубоживание концентрата как за счет выпадения в осадок элементарной серы по реакции (2), так и сульфатов.

Для предотвращения указанного явления целесообразно проводить разбавление исходного раствора перед осаждением. Для определения оптимальной величины разбавления проводилось водное выщелачивание руды при различных соотношениях Ж:Т (1,5-15 м3/т руды) с последующим осаждением меди гидросульфидом натрия. Расход гидросульфида натрия составлял 7,1 кг/кг меди в растворе. Результаты представлены на рис. 2. Извлечение из раствора во всех случаях составляло 99,8%.

Как следует из рис. 2, оптимальная величина разбавления составляет 4,5 м3/т руды (при этом содержание общего железа в растворе составляет не более 5 г/л).
Получены следующие результаты: γCu = 0,97 %; βCu = 47,6 %; εCu = 99,8 %. Увеличение расхода воды свыше 4,5 м3/т руды нецелесообразно, так как не наблюдается повышения качества концентрата.

Влияние величины разбавления исходного раствора на качество полученного концентрата | Майнинг-Инфо

Рис. 2. Влияние величины разбавления исходного раствора на качество полученного концентрата

По второму варианту технологического режима в качестве реагента для цементации меди использовали железный порошок крупностью менее 100 мкм и содержанием железа металлического 81,0 %. Результаты экспериментов по определению оптимального расхода порошка представлены на рис. 3. Цементацию проводили в течение 30 минут, так как предварительными опытами было установлено, что реакция завершается в течение данного времени. Исходный раствор для цементации получен водным выщелачиванием руды при расходе воды 1,5 м3/т. Полученный осадок отделялся от водной фазы фильтрацией, промывался на фильтре (в соотношении 3:1 к маточной влаге осадка), высушивался и взвешивался. Далее проводился химический анализ фильтрата и осадка.

Процесс цементации сопровождается реакциями:
Cu2++Fe0 = Cu0↓ + Fe2+ (3)
2Fe3+ + Fe0 = 3Fe2+ (4)
Fe0 + H2SO4 =FeSO4 +H2↑ (5)

Зависимость содержания (1) и извлечения (2) меди в цементат от удельного расхода железного порошка | Майнинг-Инфо

Рис. 3. Зависимость содержания (1) и извлечения (2) меди в цементат от удельного расхода железного порошка

По данным, приведенным на рис. 3, оптимальный расход железного порошка составляет 4,7 кг/кг меди. В результате обеспечивается получение цементата с содержанием меди 21,4 % при извлечении 98,4 %. Экспериментальный расход железного порошка превышает теоретически рассчитанный расход по реакциям (3)-(5) почти в 3 раза, что объясняется необходимостью поддерживать избыток металлического железа в пульпе для полноты осаждения меди.

Для определения оптимальной величины разбавления проводилось водное выщелачивание руды при различных соотношениях Ж:Т (1,5-15 м3/т руды) с последующим осаждением меди железным порошком. Расход железного порошка составлял 4,7 кг/кг меди в растворе. Результаты представлены в таблице.

Результаты цементации меди железным порошком при различном разбавлении раствора

Результаты цементации меди железным порошком при различном разбавлении раствора | Майнинг-Инфо

Из результатов, приведенных в таблице, следует, что разбавление раствора не приводит к значительному повышению качества цемента, что свидетельствует об отсутствии явления кристаллизации сульфатов железа (II) в данной системе. Оптимальным соотношением Ж:Т водной отмывки является 3,0-4,5:1. При этом обеспечивается максимальное качество цементата и максимальное извлечение меди из раствора.

По результатам исследований можно сделать вывод, что выделение меди из растворов водного выщелачивания целесообразнее проводить с использованием гидросульфида натрия. В результате обеспечивается более высокое качество получаемого концентрата при более высоком извлечении меди из раствора.
На основании проведенных исследований была предложена комбинированная схема переработки забалансовой руды, представленная на рис.4.

Принципиальная технологическая комбинированная схема переработки забалансовой руды | Майнинг-Инфо

Рис. 4. Принципиальная технологическая комбинированная схема переработки забалансовой руды

Предложенная схема включает в себя репульпацию исходной руды крупности -2,5+0 мм и противоточную декантационную отмывку, проводимую в каскаде сгустителей. Выход осветленного раствора составляет 4,5 м3/т руды. Отмытая сгущенная руда в виде пульпы (Т:Ж=1,0-1,5) направляется на доизмельчение с последующим флотационным обогащением. Из осветленного раствора с рН 2,0-2,2 проводится осаждение I медного концентрата 30 % раствором NaHS. Получаемый I медный концентрат с рН 1,5-1,8 поступает на сгущение. В результате флотационного обогащения получается II медный концентрат с содержанием меди 8,2 % при извлечении меди 19,76 %. Флотационный концентрат также поступает в сгуститель совместно с I медным концентратом. Сгущенный объединенный медный концентрат фильтруется на пресс-фильтре. Слив сгустителя медного концентрата поступает на обработку известковым молоком, проводимую при рН 8,0-8,5. При этом обеспечивается нейтрализация избыточной кислотности и очистка раствора от примесей сульфата железа (II) по уравнениям
H2SO4 + CaO + 2H2O = CaSO4·2H2O↓(6)
FeSO4 + CaO +3H2O = CaSO4·2H2O↓ + Fe(OH)2↓(7)

Нейтрализованная пульпа с рН 8,0-8,5 сбрасывается в хвостохранилище совместно с хвостами флотационного обогащения.
В результате разработанной комбинированной флотационно-гидрометаллургической технологии обогащения забалансовой медьсодержащей руды получен суммарный медный концентрат с содержанием меди 20,71 %, при сквозном извлечении меди в суммарный медный концентрат 73,10 %.

Авторы: Клюшников А. М., Волкова С. В., Дресвянкина Т. П., Мамонов С. В.
ОАО «Уралмеханобр», г. Екатеринбург

Материалы по теме:

Материалы по теме:

Добавить комментарий

Ваш e-mail не будет опубликован. Обязательные поля помечены *