книги из ГПНТБ / Набойченко, С. С. Гидрометаллургия меди

чение 15—25 мин при pH = 4ч-4,5. Хвосты подвергают контроль­ ной флотации для доизвлечения остатков цементной меди и сульфи­ дов. Показатели флотации существенно зависят от результатов предшествующих технологических операций и, особенно цементации, поскольку солевой состав раствора и свойства цементного осадка влияют на извлечение меди в медный концентрат.

Хвосты от флотационного обогащения направляют на магнитную сепарацию. Магнитный продукт возвращают на цементацию, что позволяет не только снизить расход осадителя, но и несколько по­ высить общее извлечение меди (последняя частично остается на скрапе в виде плотных сцеплений).

При содержании в руде заметных количеств сульфатной меди практикуют предварительную ее отмывку. В этом случае продукты отмывки перерабатывают раздельно: раствор поступает на цемента­ цию, а твердый остаток — на стандартное флотационное обогащение. Промывку проводят подкисленными растворами, используя для этой цели сгустители или барабанные аппараты.

Приведенный ниже технико-экономический анализ гидрометал­ лургической переработки смешанных руд основан на данных работы

[7, с. 248—56].

Эффективность комбинированных схем зависит от типа руд, со­ держания в них меди, а также от расхода и стоимости серной кислоты и осадителя.

Согласно данным табл. 27 по сравнению со схемой прямой фло­ тации комбинированные схемы 1 и 2 позволяют повысить общее извлечение меди на 25—30%. Однако и расходы на переработку 1 т руды возрастают на 23—30%. Поэтому применение комбинирован­ ных схем оправдано при условии, если затраты на дополнительную обработку окупаются стоимостью доизвлеченной меди.

С ростом содержания меди в руде несколько (4—6%) повышаются удельные затраты на ее переработку в связи с увеличивающимся расходом кислоты и осадителя. Вполне понятно, что с учетом со­ держания меди в обрабатываемой руд:е и достигаемого ее извлечения характер зависимости удельных затрат в расчете на 1 т меди будет обратным.

Для определения рентабельного содержания меди в руде X , пере­ рабатываемой по комбинированной схеме, предложена следующая зависимость [7, с. 255]:

178

Прямая флотация

При комбинированных схемах обогащения улучшается качество концентратов и сокращается их выход, что обеспечивает более высокие показатели при металлургическом производстве. Поэтому совместный 'анализ технико-экономических показателей обогати­ тельного и металлургического переделов дополнительно снижает значение рентабельной сортности руды, вовлекаемой в переработку.

В табл. 28 приведены основные показатели процесса ВОФ для некоторых зарубежных предприятий х. Ниже более подробно опи­ сана практика работы фабрик Хайден (наиболее крупная установка) и Коппер Кипрус (как пример, с использованием предварительной отмывки руды).1

1 Практика работы завода фирмы, «Инспирейшн» (США) будет рассмотрена в следующей главе при анализе технологических схем с использованием перколяционного выщелачивания.

Фабрит Хайден (шт. Аризона, США) [250, 375—378}

На обогатительную фабрику поступает руда с рудника в Рее. Медные минералы представлены сульфидными (халькопирит, халь­ козин) и окисленными (силикаты, куприт, малахит, тенорит) разно­ видностями, на долю последних приходится до 20% от общего содер­ жания меди.

Руду после дробления измельчают до крупности —0,074 мм (вы­ ход фракции 95%), пульпу классифицируют: пески направляют на выщелачивание в барабанные аппараты, а шламы — в чаны с меха­ ническим перемешиванием.

Барабан футерован кислотоупорным кирпичом, размеры его 3,6X6,1 м, скорость вращения 4,23 об/мин. Продолжительность обработки песковой фракции составляет около 10 мин, расход кислоты на 1 т руды 2,72—4,54 кг, pH раствора 1,5—1,7. Пульпу после вы­ щелачивания подвергают противоточной отмывке и классификации; шламовую фракцию и верхний слив направляют на обработку в чан с перемешиванием, а пески после доизмельчения — на флотацию.

Шламовую фракцию обрабатывают в чане (основные параметры процесса приведены в табл. 28), полученную пульпу направляют на цементацию меди губчатым железом в четырех десятикамерных флотомашинах. Для предупреждения обратного растворения меди про­ цесс ведут с небольшим избытком осадителя.

Цементный осадок подвергают основной и контрольной флотации. Хвосты последней обесшламливают в гидроциклонах, пески под­ вергают магнитной сепарации. Немагнитный остаток флотируют для извлечения крупной цементной меди.

Концентрат шламовой секции содержит 26—32% Си, его объеди­ няют с концентратом сульфидной флотации и перекачивают' в филь­ тровальное отделение медеплавильного завода. На заводе приме­ няется тщательный контроль процесса и автоматическая дозировка основных реагентов.

При сульфидной флотации получают пиритный концентрат (34— 36% Fe), который подвергают обжигу с получением огарка (—1% S) и серусодержащих газов (7% S 0 2). Последние направляют в серно­ кислотный цех производительностью 100 т/сут кислоты. Из огарка получают губчатое железо (35—50% FeMeT), которое после измельче­ ния до крупности —0,5 мм применяют для цементации меди. Рацио­ нальное использование пиритного концентрата позволило повысить по фабрике извлечение меди и благородных металлов. При реализа­

на 20% (по сравнению со стандартной технологией).

Фабрика объединения Хоппер Хипрус (Хипр)

[5, с. 189—90- 7, с. 211— 14379].

На переработку поступает 2 тыс. т руды в сутки, содержащей 4,2% Си, 43% Fe, 48% S. Особенность руды — тесное взаимопрорастание сульфидов меди (халькопирита, борнита, ковеллина,

181

Халькозина с пиритом), что даже при тонком измельчении не поз­ воляет достигнуть хороших показателей селективной флотации.

Из-за наличия заметных количеств вторичных сульфидов в про­ цессе добычи, транспортировки и хранения руды происходит окисле­ ние их с образованием сульфатов, которые существенно ухудшают

показатели флотации, а также служат причиной повышенного износа оборудования. Поэтому была организована предварительная отмывка руды от сульфатов. Руду дробят до крупности— 12,7 мм и обрабаты­ вают в течение 10 мин раствором, содержащим 40 г/л серной кислоты и 2 г/л сернокислого железа. Операцию проводят в двух барабанах (диаметром 2,3 м и длиной 4,9 м), футерованных резиной и базальто­ выми блоками.

Пульпу фильтруют, раствор направляют на цементацию, а тща­ тельно промытый остаток — на флотацию. Медь осаждают жестью в восьми сдвоенных ваннах длиной 18,3 и шириной 6,1 м, цементный

182

осадок просеивают в барабанном грохоте диаметром 1,22 и длиной 3,6 м, отверстия диаметром 4,8 мм.

Сульфидный остаток флотируют с последующей двойной пере­ чисткой, получают пиритный (49—50% S, 43—44% Fe, 0,65— 0,7% Си) и медный (20% Си, 33% Fe, 42% S) концентраты.

Цементация — наиболее слабое место в схеме ВОФ. Этот способ выделения меди связан с повышенным расходом дорогого осадителя, что ухудшает солевой состав пульпы, поступающей на флотацию. Поэтому в последние годы ведутся поиски более совершенных ва­ риантов извлечения меди. Так, при выборе рациональной техноло­ гии переработки смешанных руд месторождения Коппер Маунтейн (пров. Квебек, Канада; фирма Гаспе) и был рассмотрен процесс ВОФ

сиспользованием автоклавного осаждения меди сульфидным кон­ центратом при температуре 160° С [225]. Основные трудности этого варианта осаждения меди связаны со сложностью обработки плотных пульп в непрерывном режиме; необходимы предварительный по­ догрев и последующее охлаждение пульпы перед флотацией.

При использовании сорбционно-бесфильтрационного способа выделения меди можно ожидать лучших показателей (рис. 62) [170,

с17—25; 380].

ции смолой АНК.Б-7 (загрузка сорбента 30%, соотношение потоков смола : пульпа 1 : 10, продолжительность 30 мин). За шесть стадий сорбции содержание меди в растворе снижалось до 0,006 г/л.

При обработке более плотных пульп (40—45% твердого, 2,5— ■ 3,0 г/л Си) за 12 стадий сорбции достигали остаточного содержания меди 0,02 г/л, насыщаемость ионита медью составляла 5,5—6,0%.

фильтрационного способа при использовании сорбента СГ-1 были

Из-за невысокой емкости применяемого сорбента обогащение раствора было незначительным: в элюате содержалось 6,9 г/л Си, которую извлекали цементацией. Общее извлечение меди по всей схеме повышено до 87—88,5%.

183

Схемы с использованием непосредственного выщелачивания (от­ мывки) руды и последующего сорбционно-экстракционного выделе­ ния из пульпы меди следует считать наиболее перспективными для переработки смешанных руд.

Возможность частичного получения высокочистой продукции из руды, минуя медеплавильное производство, служит дополнитель­ ным резервом повышения эффективности переработки смешанных руд. Использование данных схем позволит снизить требования к рен­ табельному содержанию меди в этих рудах, что расширяет сырьевую базу за счет вовлечения в эксплуатацию месторождений труднообогатимых руд.

Глава / V

ПЕРЕРАБОТКА ОКИСЛЕННЫХ БОГАТЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ

Для переработки этого типа сырья используют перколяционное или агитационное выщелачивание, при этом обеспечивается принуди­ тельное движение раствора относительно загружаемого материала. Обязательным условием будет гранулометрическая однородность сырья. Как правило, дополнительные затраты на дробление и под­ готовку руды компенсируются повышенным извлечением меди и интенсификацией выщелачивания.

Для перколяционного выщелачивания необходимы достаточно пористые и механически прочные руды. Руды с повышенной плот­ ностью или способностью к шламообразованию предварительно измельчают - и подвергают а'гитационному выщелачиванию.

Серная кислота — основной растворитель, используемый для выщелачивания меди из окисленных богатых руд и концентратов. В 20—30-х гг. текущего столетия на ряде заводов для переработки богатых руд, особенно содержащий и самородную медь, использо­ вали аммиачно-карбонатные растворы.

ПЕРКОЛЯЦИОННОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ

Загрузка руды

При перколяционном выщелачивании раствор просачивается через слой руды, расположенной на ложном днище. Различают нисходя­ щую (раствор проходит сверху вниз) и восходящую (раствор под­ нимается снизу вверх) перколяции. Для последнего типа характерно более равномерное распределение раствора по сечению загружен­ ного материала.

По способу подачи раствора известны периодическая и методи­ ческая (противоточная) перколяции. В первом случае руду обраба­ тывают одним и тем же раствором до окончания операции. Это удобно

184

при небольшом масштабе производства и переработке достаточно однородного по химическому составу сырья.

При противоточной перколяцин руду по определенному графику подвергают последовательной обработке раствором с различной концентрацией растворителя. К концу выщелачивания наиболее упорные соединения меди вскрываются самым крепким раствори­ телем. Принципиальная схема противоточной перколяцин, исполь­ зуемой в крупнотоннажном производстве, показана на рис. 63.

Показатели перколяционного выщелачивания во многом зависят от проницаемости слоя загруженной руды, напора и характера дви­ жения раствора, температуры. Проницаемость слоя руды заметно влияет на скорость перколяцин: при увеличении пористости слоя на 25% пропускная его способность по раствору возрастает почти-

в три раза [82, с. 114— 125].

Поскольку проницаемость слоя снижается с ростом содержания мелких фракций, руду после дробления классифицируют для удале­ ния шламовых включений.

Загрузка неклассифицированной руды приводит к ее сегрегации по крупности, что осложняет равномерную перколяцию раствора по сечению чана. При отсутствии классификации укрупнения мелких частиц руды достигают при водяной «агломерации» (смачивании руды до 5—10% влаги и окатывании). Этот способ разработан в Гор­ ном Бюро (США) в 30-х г. текущего столетия. В связи с ограничен­ ной механической прочностью образуемых окатышей высоту слоя руды в чане ограничивают 3—4 м и раствор подают медленно и рав­ номерно.

Оптимальные условия агломерации руды подыскивают для кон­ кретного материала: например, для порфировых руд рекомендуются крупность —0,074 мм (около 30% фракции) и влажность 8—12%.

В работе [82, с. 114— 125] была исследована установившаяся скорость движения раствора в условиях нисходящей перколяцин при загрузке сухого, увлажненного и гранулированного материалов.

Лучшие показатели получены при использовании гранулирован­ ного материала: 240 л/(м2-ч); для сухого и увлажненного материала скорость перколяцин составляла 23 и 58 л((м2-ч), при этом наблю­ дали сегрегацию. Добавка флокулянта ликвидировала сегрегацию и повысила скорость перколяцин до 94 л/(м2-ч).

Наибольшую скорость перколяцин получали при следующем спо­ собе подачи раствора: руду заливали по верхний уровень, затем раствор дренировали, после чего начинали непрерывную подачу свежего„раствора.

Скорость нисходящей перколяцин раствора снижается при нали­ чии газа в слое руды. Это является одной из причин снижения эффек­ тивности переработки руды, содержащей более 3% карбонатных минералов. Вредное влияние газов устраняют при организации восходящей перколяцин или же за счет предварительного смачива­ ния руды. Повышение температуры ускоряет процесс химического растворения и перколяцию раствора, последняя возрастает почти в пять раз при увеличении температуры с 5 до 80° С [82, с. 114— 125].

185