Комплексная переработка хвостов флотации медеэлектролитных шламов тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Воинков Роман Сергеевич

• Воинков Роман Сергеевич
• кандидат наук
• 2015

Оглавление диссертации кандидат наук Воинков Роман Сергеевич

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЕЭЛЕКТРОЛИТНЫХ ШЛАМОВ

1.1. Химический и фазовый составы шлама и механизм его образования

1.2. Современные способы переработки медеэлектролитныхшламов

1.2.1 Хлорирование шламов

1.2.2 Автоклавная обработка шламов

1.2.3 Электрохимическая обработка шламов

1.2.4 Флотация медеэлектролитных шламов

1.3. Обессвинцевание медеэлектролитных шламов

1.4. Методы извлечения сурьмы

1.5. Выводы и обоснование выбора объекта исследований

ГЛАВА 2. РАЗРАБОТКА СПОСОБА ВЫВОДА СВИНЦА ИЗ ХВОСТОВ ФЛОТАЦИИ МЕДЕЭЛЕКТРОЛИТНОГО ШЛАМА

2.1. Микроструктурные исследования

2.2. Поисковые эксперименты по разделению компонентов хвостов флотации

2.3. Методика проведения экспериментов по изучению кинетики растворения оксисульфата свинца

2.3.1. Влияние различных факторов на скорость реакции растворения оксисульфата свинца

2.4. Методика проведения экспериментов по выщелачиванию хвостов флотации комплексонами

2.4.1. Влияние плотности пульпы и концентрации гидроксида натрия на процесс выщелачивания хвостов флотации комплексонами

2.5. Выводы

ГЛАВА 3. НАУЧНОЕ ОБОСНОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА СПОСОБА ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКОГО РАЗДЕЛЕНИЯ КОМПОНЕНТОВ ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ ХВОСТОВ ФЛОТАЦИИ ОБЕЗМЕЖЕННОГО ШЛАМА

3.1. Поисковые эксперименты

3.2. Методика экспериментов анодного окисления

3.2.1. Определение оптимальной скорости развертки потенциала

3.2.2. Влияние концентрации гидроксида натрия и глицерина на

процесс анодного окисления

3.2.3. Влияние концентрации сурьмы на процесс анодного

окисления

3.2.4. Влияние температуры на процесс анодного окисления

3.2.5. Влияние реверсивности тока на процесс анодного окисления

3.3. Очистка электролита

3.4. Выводы

ГЛАВА 4. ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ ХВОСТОВ ФЛОТАЦИИ С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ СВИНЦА И СУРЬМЫ В ТОВАРНЫЕ ПРОДУКТЫ

4.1. Технологические исследования

4.2. Выводы

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

ПРИЛОЖЕНИЕ А - Акт испытаний переработки хвостов флотации

медеэлектролитного шлама ОАО «Уралэлектромедь»

ПРИЛОЖЕНИЕ Б - Акт об укрупненных испытаниях технологии переработки медеэлектролитных шламов ОАО «Уралэлектромедь»

по схеме автоклавное обезмеживание - флотационная доводка

на пилотной установке ООО «Институт Гипроникель»

ПРИЛОЖЕНИЕ В - Расчет ожидаемой экономической

эффективности от внедрения мероприятия «Переработка

хвостов флотации медеэлектролитного шлама с извлечением

свинца, сурьмы и благородных металлов

ВВЕДЕНИЕ

Актуальность темы исследования

Медеэлектролитные шламы образуются при рафинировании меди и содержат помимо золота и серебра ряд весьма ценных компонентов: селен, теллур, сурьма, висмут, свинец, олово и др. Традиционные технологии переработки ме-деэлектролитных шламов основаны на использовании высокотемпературных процессов - обжиг, спекание, плавка и основной целью имеют получение серебряно-золотого сплава, а также товарных селена и теллура. Остальные компоненты шламов, как вредные примеси выводят в отвальные шлаки или шламы газоочистки, которые представляют собой опасные отходы и требуют значительных затрат на их захоронение, а извлечение ценных компонентов затруднительно ввиду устойчивости соединений гомогенного оксидно-силикатного шлака.

С учетом сырьевой дефицитности малых цветных металлов при их возрастающей востребованности актуальным является научное обоснование и разработка комплексной переработки шламов, при которой попутные металлы извлекаются в товарные продукты. Все это предопределяет интерес к гидрометаллургической технологии переработки шламов, включающей селективное выщелачивание цветных металлов и дробное выделение товарных продуктов из полученных растворов.

Разработанная ООО «Институт «Гипроникель» совместно с АО «Уралэлек-тромедь» технология обогащения медеэлектролитных шламов на основе окислительного автоклавного выщелачивания с последующей флотацией полученного продукта позволяет не только получить концентрат благородных металлов, но и выделить свинец и сурьму в отдельный продукт - хвосты флотации, содержащий минимальное количество благородных металлов.

Настоящая диссертационная работа посвящена поиску оптимальной технологии извлечения из хвостов флотации медеэлектролитных шламов свинца, сурь-

мы и благородных металлов на основе детального изучения их физико-химических свойств и поведения в различных средах.

Степень разработанности темы исследования

Ранее была предложена, научно обоснована и опробована гидрометаллургическая технология извлечения благородных металлов, селена, теллура из меде-электролитных шламов, которая основывается на применении автоклавного окислительного выщелачивания шлама и последующей флотации. По данной технологии проведены испытания в полупромышленном масштабе, имеется патент РФ на изобретение, разработан технологический регламент для проектирования.

Для создания полностью гидрометаллургической технологии комплексной переработки медеэлектролитных шламов необходимо разработать и обосновать технологическую схему извлечения в готовую продукцию свинца и сурьмы из хвостов флотации.

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Комплексная переработка хвостов флотации медеэлектролитных шламов»

Цель работы

Разработка научно-обоснованной технологии извлечения свинца, сурьмы и благородных металлов из промпродуктов шламового производства - хвостов флотации с минимальным воздействием на окружающую природную среду.

Задачи исследования:

- исследовать кинетику выщелачивания соединений свинца в растворах комплексонов;

- определить оптимальные параметры процесса выщелачивания хвостов флотации в комплексонах - двунатриевой соли этилендиаминтетрауксусной кислоты (трилоне Б) и оксиэтилидендифосфоновой кислоте (ОЭДФ);

- обосновать выбор комплексона с технологической и экономической точек зрения;

- определить возможность и оптимальные условия процесса электрорафинирования сурьмяно-свинцового сплава с получением марочной сурьмы, извлечением свинца в продукт, пригодный для реализации, концентрированием благородных металлов в шламе электрорафинирования.

Научная новизна и теоретическая значимость работы

1. В процессе извлечения свинца в растворы комплексонов из хвостов флотации шлама выявлены закономерности изменения фазового состава продукта, установлено, что причиной неполного выщелачивания свинца является наличие химически устойчивого соединения свинца с сурьмой (2РЬ0^8Ь205).

2. Определены экспериментальные энергии активации реакций комплексообразования оксисульфата свинца: 12,846 кДж/моль для раствора трилона Б и 11,318 кДж/моль для раствора ОЭДФ. Рассчитанные величины энергий активаций характерны для реакций, протекающих в диффузионной области.

Практическая значимость работы

Разработана и экономически обоснована технология комплексной переработки хвостов флотации медеэлектролитного шлама с извлечением свинца, сурьмы и благородных металлов.

Определены оптимальные параметры процесса выщелачивания хвостов в растворах трилона Б и ОЭДФ с извлечением свинца. Обоснован выбор наиболее приемлемого комплексона.

Определены оптимальные параметры электрорафинирования сурьмяно-свинцового анода с получением катодной сурьмы, соответствующей марке Су-2. Показано, что интенсифицировать процесс электрорафинирования возможно путем использования нестационарного режима электролиза.

Разработан способ очистки сурьмяного электролита на основе щелочно-водно-глицератного раствора от примесей - свинца, мышьяка, олова и висмута с получением сурьмы марки Су-2.

Произведена оценка сквозного извлечения золота и серебра в анодный шлам электрорафинирования сурьмяно-свинцового сплава.

Ожидаемый экономический эффект от внедрения разработанной технологии комплексной переработки хвостов флотации медеэлектролитных шламов составит 12,8 млн. руб./год при сроке окупаемости 9,0 года.

Методология и методы исследования

Методологической основой исследования являются метод вращающегося дискового образца, потенциостатические и динамические электрохимические методы (IPC-pro).

В качестве объекта исследования выбраны хвосты флотации медеэлектро-литных шламов.

Использованы методы планирования эксперимента, математического моделирования, пакеты специально разработанных компьютерных программ управления и сбора данных лабораторного эксперимента, обработки результатов.

При анализе исходных материалов, промежуточных и конечных продуктов пользовались аттестованными современными физико-химическими методами: растровая электронная микроскопия (электронный микроскоп «JEM 2100» с приставкой для микроанализа «Oxford Inca»), рентгеноструктурный анализ (рентгеновские дифрактометры «Bruker D8 Advance», XRD 7000C «Shimadzu»), атомно-абсорбционная спектрометрия (Shimadzu AA 7000).

Положения, выносимые на защиту:

1. Технология комплексной переработки многокомпонентного свинец-сурьмянистого продукта - хвостов флотации медеэлектролитного шлама, которая включает следующие операции: выщелачивание хвостов в растворе ОЭДФ - осаждение свинца из раствора ОЭДФ - плавка кека обессвинцевания - электрорафинирование сурьмяно-свинцового сплава с очисткой электролита, что позволяет получить товарную сурьму, свинцовый концентрат, а также обогащенный благородными металлами шлам.

2. Процесс растворения оксисульфата свинца в растворах комплексонов протекает в диффузионной области в соответствии со следующими кинетическими уравнениями:

V = -k-exp(-1545/T) - для раствора трилона Б;

V = -k-exp(- 1361/T) - для раствора ОЭДФ.

3. Разделение свинца и сурьмы электрохимическим способом из бинарного сплава в щелочно-глицератном электролите, включающее очистку электролита от

примесей (свинца, мышьяка, олова и висмута) и регенерацию глицерина и гидро-ксида натрия, с получением сурьмы марки Су-2.

Личный вклад автора

Научно-теоретическое обоснование, формирование цели и направлений, постановка и непосредственное участие в проведении исследований и укрупненных испытаний, анализе и обобщении полученных результатов, в подготовке научных публикаций и патентов на изобретение, технико-экономической оценке эффективности предложенной технологии.

Достоверность результатов обеспечивается представительностью и надежностью исходных данных; использованием сертифицированного оборудования, современных средств и методик проведения исследований, использованием достоверных и аттестованных методик выполнения измерений. Подтверждается согласованностью данных эксперимента и научных выводов, воспроизводимостью результатов лабораторных и укрупненных лабораторных испытаний.

Апробация результатов

Основные положения и результаты работы доложены и обсуждены на:

- Международных совещаниях «Современные проблемы обогащения и комплексной переработки минерального сырья - Плаксинские чтения» (Петрозаводск, 2012; Томск, 2013; Алматы, 2014; Иркутск, 2015);

- V Международном конгрессе «Цветные металлы 2013» (Красноярск,

2013).

- Международной научно-практической конференции «Создание высокоэффективных производств на предприятиях горно-металлургического комплекса» (Верхняя Пышма, Свердловская область, 2013)

- Международной научно-практической конференции «Современные тенденции в области теории и практики добычи и переработки минерального и техногенного сырья» (Екатеринбург, 2014)

- Конгресс с международным участием и элементами школы молодых ученых «Фундаментальные исследования и прикладные разработки процессов переработки и утилизации техногенных образований» (Екатеринбург, 2014).

Публикации

По теме диссертации опубликовано 16 научных работ, в том числе 4 статьи в рецензируемых научных журналах и изданиях, определенных ВАК, 2 патента РФ на изобретения, и 10 тезисов докладов на всероссийских и международных конференциях; подана 1 заявка на патент РФ.

Структура и объем работы

Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения и 3 приложений, изложенных на 128 страницах машинописного текста, содержит 31 рисунок и 49 таблиц; список литературы состоит из 76 наименований.

Автор выражает благодарность руководителю - доктору технических наук, профессору Набойченко Станиславу Степановичу, а также доктору технических наук, профессору Мастюгину Сергею Аркадьевичу, кандидату технических наук, профессору Лобанову Владимиру Геннадьевичу, кандидату технических наук, доценту Волковой Наталье Александровне, коллективам кафедры «МТЦМ» УрФУ имени первого Президента России Б.Н. Ельцина, гидрометаллургической лаборатории ООО «Институт «Гипроникель», химико-металлургического цеха, исследовательского центра и центральной лаборатории АО «Уралэлектромедь» за помощь в работе над диссертацией.

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЕЭЛЕКТРОЛИТНЫХ ШЛАМОВ

Полученную в результате огневого рафинирования анодную медь направляют на электролиз, получая катодную медь и анодный шлам. Выход шлама составляет 0,3-0,5 % от массы анодов.

1.1 Химический и фазовый составы шлама и механизм его образования

Поведение присутствующих в анодах примесей при электролизе определяется их положением в ряду напряжений, условно их разделяют на три группы [1].

Металлы-примеси, растворяющиеся анодно (более электроотрицательные, чем медь - свинец, олово, никель, железо, кобальт, цинк). Эти элементы переходят в электролит. Олово и свинец выпадают в шлам в виде нерастворимых в сернокислом электролите соединений Бп(0И)2, РЬБ04.

Мышьяк, сурьма, висмут, электродные потенциалы которых близки к потенциалу меди, при электрохимическом растворении сразу или в результате вторичных процессов (гидролиза) образуют труднорастворимые соединения, полностью или частично выпадая в шлам.

Более электроположительные, чем медь, благородные металлы, селен, теллур концентрируются в наиболее тонких фракциях шлама [2, 3].

В шлам попадают также мелкие частички анодного скрапа, образующиеся в результате неравномерного растворения анода, и посторонние примеси с поверхности анода - частицы смазки изложниц, шлаковые включения. Сведения об основных фазах и элементный состав медеэлектролитных шламов приведены в таблицах 1.1, 1.2.

Таблица 1.1 - Основные фазовые составляющие медеэлектролитных шла-

мов [4]

Компоненты Основные фазовые составляющие

Золото Au, Au2Te

Серебро Ag2Se, (Cu,Ag)2(Se,Te), Ag

Медь Cu, CuSO4, Cu2Se, (Cu,AgMSe,Te)

Селен Ag2Se, (Cu,Ag)2(Se,Te), Cu2Se

Теллур Au2Te, TeO2, (Cu,Ag)2(Se,Te)

Свинец PbO, PbSO4, PbOSb2O3, Pb2Sb2O7

Сурьма Sb2O3, Sb2O5, PbOSb2O5, As2O3^Sb2O5, As2O5^Sb2O3

Никель NiO, NiOSb2O3, NiOFe2O3

Мышьяк PbOAs2O3, As2O3^Sb2Os, As2O5^O3, Bi2O3^05

Олово SnO2, 2PbOSnO2

Таблица 1.2 - Состав медеэлектролитных шламов различных

предприятий, % [5]

Наименование завода Cu Ag Au Se Te As Sb Bi Pb Ni Fe S Sn

Балхашский * (Казахстан) 1,1 - - 5,0 0,8 1,9 11,6 0,1 25,4 0,3 0,2 5,4 0,1

Алмалыкский * (Узбекистан) 2,9 - - 10,0 2,0 2,4 9,6 - 16,0 1,0 0,4 4,7 0,2

Оутокумпу (Финляндия) 13,0 10,0 0,35 4,0 - 5,0 0,1 - 6,0 45,2 0,6 2,3 3,0

Копер-Клиф (Канада) 25,4 17,6 1,03 13,2 1,8 0,5 0,2 - 2,3 6,7 0,1 7,3 -

Гарфилд (США) 26,4 15,2 1,39 11,6 4,8 1,4 0,4 0,1 8,6 - - - -

Саганосеки (Япония) 17,9 11,9 0,40 4,1 3,2 3,6 6,4 1,0 9,5 1,5 0,2 0,5 -

Порт-Кембла (Австралия) 16,9 4,5 1,65 2,7 0,9 9,8 17,0 0,5 6,5 2,2 0,4 4,6 -

Норддойтче Аффинери (Германия) 16,5 13 0,45 6 1,5 4 6,5 1,5 18 0,65 - - -

Minero (Перу) 41,0 20,0 0,04 11 1,1 - - - - - - - -

Эль Сальвадор (Чили) 5 24,0 1,4 21 - 0,7 3 - - - - - -

Янгзи (Китай) 17,5 5,5 0,45 4 3,3 4,6 7,1 2,9 3,6 - 0,13 - -

* - приведен состав обезмеженного шлама

1.2 Современные способы переработки медеэлектролитных шламов

Традиционные технологические схемы переработки шламов достигли уровня, при котором дальнейшее усовершенствование как в плане физико-химических основ процессов, так и в плане аппаратурного оформления не представляется возможным или экономически целесообразным. Пирометаллургические операции отличаются негативным воздействием газовых выбросов на окружающую природную среду или характеризуются высокими затратами на предотвращение такого воздействия; с отходами (шлаками, пылями) опосредованно теряется значительное количество ценных компонентов не извлекаемых на медерафинировоч-ных предприятиях - свинец, сурьма, олово, висмут и другие.

За последние 10-15 лет возросло внимание к схемам переработки шламов на основе гидрометаллургических процессов (хлорирование, электрохимическое, автоклавное, щелочное выщелачивание и др.) [5].

1.2.1 Хлорирование шламов

Окислительную способность хлора и его кислородных соединений характеризуют величины их окислительных потенциалов:

0OCl2/HCl — ~0,99В, 0оС12/HCl(H20) — _ 1,36В; 0OClO3/HCl — ~ 1,45В [3].

При хлоридовозгонке на соединения, содержащие селен и теллур в виде халькогенидов, действуют газообразным хлором при нагревании, при этом протекают следующие реакции:

МеХ + Cl2 = МеС12 + Х (1.1)

МеХ + 2С12 = МеС12 + ХС12 (1.2)

где Х - халькоген, Ме - Cu, Ag, Au, Pt, Pd [3].

Процесс хлоридовозгонки проходит достаточно быстро и полно, однако осложняется необходимостью тщательного контроля температуры в неподвижном слое шлама, трудностью разделения образующихся летучих хлоридов, а также

снижением пористости слоя шлама в результате расплавления хлорида серебра при температуре выше 455 0С [3].

Гидрохлорирование - процесс окисления химических соединений с использованием хлорсодержащих окислителей, обеспечивающий получение полиметаллического раствора. Переработка образующихся многокомпонентых растворов с целью селективного выделения всех компонентов представляет собой достаточно сложную задачу [6].

При хлорировании возможно использование хлора, пероксида водорода с соляной кислотой, хлората натрия с соляной кислотой [7].

Окисление основного компонента шлама - селенида серебра хлорсодержа-щими соединениями протекает по следующим реакциям [8]: Лв23е + 3С12 + ЗИ2О = 2Л§С1 + ^БеОз + 4ИС1; (1.3)

А00273 = - 373,1 кДж/моль

Лв2Бе + 2ИС1 + 3И2О2 = 2Л§С1 + И2Бе03 + 3И2О; (1.4)

AG0273 = - 630,8 кДж/моль

Лв2Бе + КаС1О3 + 2ИС1 = 2ЛвС1 + И2БеО3 + КаС1; (1.5)

AG0273 = - 450,2 кДж/моль

Контролируя окислительный потенциал в процессе выщелачивания, можно удалить большую часть остатка меди до того, как произойдёт растворение прочих элементов - золота, платины, палладия, селена, теллура, мышьяка и сурьмы.

Серебро образует нерастворимый хлорид серебра, что обеспечивает лёгкость отделения от золота, платины и палладия.

Растворение небольшого количества серебра происходит ввиду образования хлоридного комплекса.

В зависимости от концентрации хлора, некоторое количество сульфата свинца растворяется в виде хлоридного комплекса.

Применение технологии гидрохлорирования приводит к принципиальному изменению процесса переработки шламов. При обеспечении соответствующих условий осаждения можно выделить практически чистые селен и драгоценные металлы.

1.2.2 Автоклавная обработка шламов

Первые патенты по автоклавному выщелачиванию шламов под давлением кислорода с целью извлечения в раствор селена были выданы в США и Англии в конце 50-ых - начале 60-ых годов XX века, в это же время в ИОНХ АН СССР и в Ленинградском горном институте были проведены подобные опыты [9-13]. Шлам обрабатывали раствором NaOH при температуре 150-400 0С и давлении кислорода более 1,4 МПа. Селен на 97-98 % переходил в раствор, в основном, в виде селена-та натрия, а теллур полностью оставался в кеке [14]:

Ag2Se + 2NaOH + 1^2 = 2Ag + Na2SeO4 + H2O; (1.6)

ДG027з = - 376,0 кДж/моль

Se + 1^2 + 2NaOH = Na2SeO4 + H2O; (1.7)

ДG027з = - 426,2 кДж/моль

Te + 1,5O2 + 2NaOH = Na2TeO4 + H2O; (1.8)

ДG027з = - 604,0 кДж/моль

Степень окисления селена до ионов Se (VI) зависит от температуры, щелочности и давления кислорода. Окисление ионов Te (IV) до ионов Te (VI) обеспечивает его практически полную нерастворимость в щелочном растворе, тем самым позволяя отделить теллур от соединений селена [3].

Используют методы совместного извлечения селена и теллура при щелочном автоклавном выщелачивании в присутствии кислорода. При выщелачивании обезмеженного шлама 20-25 %-ным раствором щелочи (443 К, Po2 = 0,5-0,7 МПа) через 2 часа в раствор извлекли 93,5 % селена (за 3,5 часа до 99 %). При Po2 < 0,4 МПа перешедший в раствор теллурит натрия не успевает окислиться до нерастворимого в щелочи теллурата [15].

К преимуществам щелочного автоклавного выщелачивания шлама с целью извлечение селена и теллура следует отнести: меньшую коррозионную активность среды; отсутствие потерь селена, обусловленных его летучестью; возможность селективного извлечения теллура и селена; низкий уровень экологических рисков. Недостатки способа: более высокие требования к аппаратурному оформлению

(повышенные давление и температура, использование кислорода); высокий расход кислорода и щелочи из-за протекания побочных реакций с другими компонентами шлама - свинцом, сурьмой, мышьяком; образование трудновосстановимого селенат-иона.

Несмотря на достоинства данной технологии информации о ее промышленном внедрении нет.

1.2.3 Электрохимическая обработка шламов

Одним из методов извлечения халькогенов из анодных шламов является их электрохимическое выщелачивание.

Величины стандартных окислительно-восстановительных потенциалов халькогенидов серебра, меди, палладия и свинца в щелочной среде свидетельствуют о принципиальной возможности их анодного окисления до потенциала выделения кислорода (Е°О2, И2О/ОИ- = +0,40 В). Катодное восстановление термодинамически возможно лишь в пределах устойчивости воды (Е°№О/И2, ОИ- = = -0,83 В). Поэтому его осуществление непосредственно связано с величиной перенапряжения выделения водорода на электроде-токоподводе и металле, образующемся при восстановлении халькогенида [16].

Процесс анодного окисления селенидов меди и серебра медеэлектролитного шлама проводят с разделением анодного и катодного пространств при анодной

Л

плотности тока 400-600 А/м и при перемешивании со скоростью 600-700 об/мин [17]. Из катодного пространства отводят выделяющийся водород. Ведение процесса электровыщелачивания при данной анодной плотности тока обеспечивает получение активного кислорода:

2ОИ- - 2е ^ И2О + О (1.9)

Воздействие активного кислорода на селениды меди и серебра и интенсивное перемешивание позволяют полностью перевести селен в раствор. Разделение анодного и катодного пространств и вывод газообразного водорода из католита

предотвращают обратное восстановление селенит-иона. Извлечение селена по предлагаемому способу достигает 97 % [3].

Селеносодержащий шлам подвергается катодной восстановительной обработке в растворе едкого натра [18]. В электролизер с донным катодом опускают анод, изолированный от катода полунепроницаемой тканью. Электроды изготавливают из нержавеющей стали. Процесс электровыщелачивания проводят без пе-

2 О

ремешивания при катодной плотности тока 500-2000 А/м и температуре 40-90 С. Химизм процесса основан на восстановлении селенидов металлов по реакции: МеSe + 2e ^ Ме + Se2- (1.10)

Селен переходит в раствор в виде селенид-иона и может быт получен из раствора как концентрат или товарный продукт, например, путем окисления кислородом воздуха. Извлечение селена по предлагаемому способу достигает 97,5 %. В связи с тем, что шлам подвергается катодной обработке - благородные металлы в раствор практически не переходят [3].

Преимущества технологии электровыщелачивания: возможность вывода селена в щелочной раствора в виде селенида натрия, что упрощает последующее осаждением металла из раствора; высокое извлечение селена; обогащение шлама по благородным металлам (на 10-15 %) и их низкие потери; малая степень воздействия на окружающую среду; получение марочного селена из растворов без дополнительных перечисток.

Недостатки технологии электровыщелачивания: низкая производительность (50 кг/м •сут сухого шлама); несовершенство конструкций электролизеров; необходимость использования высоких плотностей тока и обусловленные этим нагрев электролита и низкий выход по току; частичное образование трудновосстановимого селенат-иона.

1.2.4 Флотация медеэлектролитных шламов

Одним из наиболее перспективных методов обогащения и в том числе, извлечения из него свинца и сурьмы является флотация. Использование флотации как метода обогащения шламов было впервые предложено в работе [19].

Находящиеся в шламе вещества по фазовому составу можно разделить на две большие группы: к первой группе относятся благородные металлы в элементной форме, халькогениды цветных и благородных металлов, а ко второй - оксидные соединения свинца, сурьмы, мышьяка, олова, висмута, антимонат и сульфат свинца. Халькогениды металлов, металлические золото и серебро флотоактивны и в слабокислых растворах переходят в пенный продукт (флотоконцентрат). Оксидно-сульфатные соединения напротив - гидрофильны и остаются в камерном продукте. Таким образом, метод флотации позволяет разделить шлам на два продукта [3].

По способу [20] анодный шлам подвергают флотации с предварительной подготовкой - совмещение доизмельчения и выщелачивания меди в растворе серной кислоты с последующим обжигом кека, плавкой огарка и купеляцией расплава на сплав Доре. Флотация шлама без предварительного доизмельчения позволяет извлечь в целевые продукты драгметаллы и селен только на 85-95 %, при этом отделение свинца в хвосты флотации не полное [20]. Большинство частиц шлама имеют сложную структуру, где зерна селенида серебра и теллурида золота охватывают частицы сульфата свинца. Индивидуализировать частицы сульфата свинца удается с помощью абразивного воздействия на мельнице истирания [3].

На рисунке 1.1 представлены микрофотографии частиц шлама до и после их истирания.

Рисунок 1.1 - Частицы шлама до и после истирания. Белая часть - селенид серебра и теллурид золота; серо-черная часть - оксиды металлов и сульфат свинца [21]

Флотацию проводили при следующих параметрах: содержание твердого в пульпе 10-15 %; рН = 2,0-4,0; 50-60 г/т собирателя Erofloat 208 (дитиофосфорная кислота); 70-100 г/т вспенивателя MIBC (метилизобутилкарбинол). Извлечение золота, серебра и селена в концентрат флотации превышает 99,6 %, а извлечение свинца в хвосты флотации составляет 93,2-94,6 % [20].

Сведения о другом методе предварительной обработки анодного шлама электролиза меди перед его плавкой на аноды сплава Доре приводятся в публикации [22].

Анодный шлам металлургического предприятия в г. Куньмин (Китай) имеет следующий состав, %: 0,053-0,089 Au; 14-19 Ag; 3,06 Se; 7,15 Pb; 16,78 Си; 1,58 As; 1,34 Sb; 0,22 Fe; 0,20 Te; 14,32 SiO2; 0,52 г/т И и 59,7 г/т Pd [22].

Флотации подвергали шлам после обработки в разбавленной серной кислоте с добавлением 12 % КСЮ3 при температуре выше 80 0С. Извлечение меди и селена составило 96 и 86 %, соответственно. В растворе хлората калия происходило частичное растворение золота, поэтому для его извлечения использовали медный скрап и активированный уголь. Серебро представлено его хлоридом. Для металлизации серебра в целях повышения его флотируемости кек выщелачивания шлама обрабатывали сернокислым раствором с добавлением железного порошка [22].

Цикл флотационной обработки [23] включал основную флотацию, трехста-дийную перечистку концентрата и трехстадийную контрольную флотацию. Использовали смесь бутиламина «Аэрофлот» и бутиламинового ксантогената, в ка-

честве пенообразователя - скипидар или сосновое масло. Извлечение во флото-концентрат составило: Ли - 99,09 %; Лв - 99,91 %; Р - 99,32 %; Рё - 99,01 %; РЬ -7,66 %. Извлечение в хвосты флотации составило: Ли - 0,91 %; Л§ - 0,09 %; Р1 -0,68 %; Рё - 0,99 %; РЬ - 92,3 %.

Высокая эффективность флотационного обогащения шлама в данном случае обусловлена предварительным кислотно-хлоратным выщелачиванием с переводом меди и селена в раствор (разрушается матричная составляющая шлама) а также металлизацией серебра [3].

Фазовый состав и структура шламов являются важнейшими свойствами определяющими эффективность процесса флотации шламов. Удовлетворительное разделение фаз напрямую, без дополнительных операций или предварительной подготовки осуществляется только для простых по составу шламов, в которых минимальна степень проникновения фаз друг в друга, охватывания частиц халь-когенидов частицами матричной составляющей (сульфат свинца, сложные оксиды сурьмы-мяшька-висмута), отсутствуют пленки покрывающие флотируемые минералы [3].

В приведенных примерах высокая эффективность флотации шлама достигается за счет размола шлама перед операцией или предварительным кислотно-хлоратным выщелачиванием [3].

Эффективным методом обогащения шламов явился разработанный в ООО «Институт Гипроникель» совместно с АО «Уралэлектромедь» способ окислительного автоклавного выщелачивания с последующей флотацией шламов. Способ позволил извлечь в концентрат 99,8 % суммы золота и серебра, а также выделить в хвосты 89 % свинца и 78,8 % сурьмы [24].

Разработанная гидрометаллургическая схема переработки шламов меде-электролитного производства представлена на рисунке 1.2.

Рисунок 1.2 - Разработанная технологическая схема комплексной переработки медеэлек-

тролитных шламов [25]

К преимуществам разделения компонентов медеэлектролитных шламов с использованием приемов флотации относятся:

- высокое извлечением благородных металлов в концентрат и свинца, сурьмы в хвосты,

- сокращение объема незавершенного производства,

- уменьшение производственного цикла по драгоценным металлам, -существенно меньшее воздействие на окружающую природную среду за

счет вывода из шламового производства свинца, сурьмы, мышьяка в отдельный продукт, что сокращает их рециклинг в медерафинировочном производстве.

Установлено, что по причине сложного фазового состава медеэлектролит-ных шламов прямая их флотации малоэффективна, требует применения вспомогательных операций: окисления одних компонентов шлама и восстановления других, дополнительного измельчения, использования дополнительных операций для извлечения и рафинирования драгоценных металлов из концентрата [25]. Хвосты флотации, аккумулирующие свинец, сурьму и другие металлы, требуют разработки технологии их переработки с целью получения товарной продукции и минимизации образования опасных отходов.

1.3 Обессвинцевание медеэлектролитных шламов

Свинец при электролизе концентрируется в шламе в виде сульфата, анти-моната или оксида, часто входящего в состав комплексов с оксидами сурьмы, мышьяка, олова, образует так называемую «матричную» составляющую [1]. Содержание свинца в шламах достигает 20-25 %. В традиционной технологической схеме переработки шламов (обезмеживание - обжиг - плавка) свинец выводится в виде первичных (силикатных, боратных) и вторичных (медистых) шлаков, а также в виде глета с пылями, что требует особых условий и оборудования для его улавливания. При таком способе вывода свинца наблюдается значительное воздействие на окружающую среду, а с продуктами плавки - шлаками, пылями - теряется значительное количество драгметаллов.

Вопросам вывода свинца из шлама посвящен ряд исследовательских работ и патентов [26-33]. Идея всех работ заключается в переводе свинца в растворимую форму и выделение его в отдельный продукт пригодный для дальнейшего извлечения металла или получения его соединений. Для этого применяли кислые, щелочные и солевые реагенты-растворители: едкий натр, этилендиамин, ацетат аммония, хлорид натрия, соляную кислоту.

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Воинков Роман Сергеевич, 2015 год

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Chen T.T. The mineralogy of Copper Electrorefining: Part IX. The Reaction of Kidd Creek Anode Slimes with Various Lixi-viants / T.T. Chen, J.E. Dutrizac // JOM. 1990. V.8. P. 39-44.

2. Сошникова, Л.А. Переработка медеэлектролитных шламов / Л.А. Сош-никова, М.М. Купченко. - М.: Металлургия, 1978. - 200 с.

3. Мастюгин, С.А. Шламы электролитического рафинирования меди и никеля / С.А. Мастюгин, Н.А. Волкова, С.С. Набойченко, М.А. Ласточкина. -Екатеринбург: УрФУ, 2013. - 258 с.

4. Chen T.T. Mineralogical Characterization of Anode Slimes / T.T. Chen, J.E. Dutrizac // Canadian Metallurgy Quarterly. 1993. 32(4). P. 267-279.

5. Cooper W.C. The treatment of Copper Refinery Anode Slimes / W.C. Cooper // JOM. 1990. V.8. P. 45-49.

6. Угорец М.З. Полупромышленные испытания химического обогащения медеэлектролитного шлама / М.З. Угорец, Л.И. Меклер, Т.И. Глазкова // Цветная металлургия. - 1976. - № 1. - С. 25-26.

7. Угорец М.З. Гидрометаллургическое извлечение свинца и сурьмы из медеэлектролитных шламов / М.З. Угорец, Т.И. Глазкова Комплексное использование сырья цветной металлургии. Свердловск: УНЦ АН СССР. - 1980. -С.63-66.

8. Пат. 2071978 Российская Федерация. Способ переработки медеэлектролитных шламов / Т.С. Шалавева, А.В. Южанин, С.А. Мастюгин, К.А. Плеханов, Ф.Г. Хусаинов. Опубл. 20.01.1997.

9. Пат. 2109823 Российская Федерация. Способ переработки медеэлектролитных шламов. / Т.С. Шалавева, А.В. Южанин, Е.Г. Кремко, К.А. Плеханов, А.А. Козицын. Опубл. 27.04.1998.

10. Пат. 2131473 Российская Федерация. Способ кондиционирования свинецсодержащего материала перед плавкой / Т.М. Хафизов, А.В. Волынчук, К.А Плеханов, Л.Д. Шевелева. Опубл. 10.06.1999.

11. Беленький А.М. Выщелачивание антимоната свинца из обезмеженных медеэлектролитных шламов / А.М. Беленький, Г.В. Петров, Т.Н. Грейвер // Цветные металлы. 1986. № 6. С.24-26.

12. Пат. 279272 ГДР Способ выделения свинца из деселенизированных и обезмеженных анодных шламов / Кнаут Герда, Веземанн Вернер; Опубл. 30.05.1990.

13. Лайкин В.К. Гидрометаллургическое извлечение свинца из медеэлек-тролитных шламов / В.К. Лайкин, Г.Ш. Шарипов, Г.А. Денисюк, О. Жанаберге-нова, Д.В. Пивоваров // Труды ИМиО АН Казахской ССР. - 1978. - Т.53. -С.100-105.

14. Взородов С.А. О получении свинцового сурика при переработке меде-электролитных шламов / С.А. Взородов, И.А.Каковский, Л.Д.Шевелева, И.Ф.Худяков // Цветные металлы. - 1982. - № 7. - С. 21-23.

15. Взородов С.А. Выщелачивание свинца растворами аминов в полупромышленных условиях / С.А. Взородов, Л.Д.Шевелева, И.А. Каковский, Е.Г. Кремко, Р.Ш.Навасардян, И.А. Голомзик // Цветная металлургия. - 1983. - № 18. - С. 20-23.

16. Взородов С.А. Регенерация амина при гидрометаллургическом извлечении свинца из анодных шламов / С.А. Взородов, И.А. Каковский, Л.Д.Шевелева, С.К. Корешкова // Цветные металлы. - 1984. - № 12. - С.28-30.

17. Худяков, И.Ф. Металлургия меди, никеля, сопутствующих элементов и проектирование цехов / И.Ф Худяков, С.Э. Кляйн, Н.Г. Агеев. - М.: Металлургия, 1993. - 432 с.

18. Плеханов, К.А. Совершенствование технологической схемы шламового передела медерафинировочного производства: автореферат дис. ... канд. техн. наук. / К.А. Плеханов. Екатеринбург, 1999.

19. Набойченко С.С. Гидрохимическое обогащение бедных медеэлектро-литных шламов / С.С. Набойченко, Е.Н. Гритчина // Известия вузов. Цветная металлургия. - 1982. - № 2. - С.26-29.

20. Сергеев, В.А. Комплексная переработка свинецсодержащих промпро-дуктов цинкового производства: автореферат дис. ... канд. техн. наук. / В.А. Сергеев. Екатеринбург, 2009.

21. Карелов С.В. Выщелачивание свинцовых кеков цинкового производства в комплексообразующем растворителе / С.В. Карелов, О.С. Анисимова, С.В. Мамяченков, В.А. Сергеев // Известия вузов. Цветная металлургия. - 2008.

- №2. - С. 20-23.

22. Карелов С.В. Очистка свинцово-трилонатных растворов от примесей с регенерацией растворителя / С.В. Карелов, О.С. Анисимова, С.В. Мамяченков, В.А. Сергеев // Известия вузов. Цветная металлургия. - 2008. - №2. - С. 20-24.

23. Карелов С.В. Гидрометаллургическая технология переработки свинцовых кеков цинкового производства с использованием комплексообразующих реагентов / С.В. Карелов, В.А. Сергеев, А.М. Паньшин, С.В. Мамяченков, О.С. Анисимова // Цветные металлы. - 2009. - №6. - С. 29-31.

24. Анисимова О.С. Электроэкстракция свинца из свинцово-трилонатного раствора / О.С. Анисимова, В.А. Сергеев, С.В. Мамяченков, С.В. Карелов, Ю.Ф. Сергеева // Известия Вузов. Цветная металлургия. - 2013. - № 1.

- С. 17 - 21.

25. Сергеева, Ю.Ф. Комплексная переработка тонких пылей медеплавильного производства ОАО «СУМЗ»: автореферат дис. ... канд. техн. наук. / Ю.Ф. Сергеева. Екатеринбург, 2013.

26. Сергеева Ю.Ф. Современные способы переработки пылей медеплавильных предприятий / Ю.Ф. Сергеева, С.В. Мамяченков, В.А. Сергеев, Н.Р. Галлямова // Бутлеровские сообщения. - 2012. - Т.30. - №5. - С. 1 - 19.

27. Сергеев В.А. Переработка техногенных свинецсодержащих промпро-дуктов с использованием растворов комплексообразователей / В.А. Сергеев, Ю.Ф. Сергеева, С.В. Мамяченков, О.С. Анисимова, С.В. Карелов // Металлург.

- 2013. - № 1. - С. 83 - 85.

28. Дятлова, Н.М. Комплексоны и комплексонаты металлов / Н.М. Дятлова, В.Я. Темкина, К.И. Попов. - М: Химия, 1988. - 544 с.

29. Дятлова, Н.М. Комплексоны / Н.М. Дятлова, В.Я.Темкина, И.Д. Кол-пакова. - М.: Химия, 1970. - 416 с.

30. Martell, A.E. Critical Stability Constants / A.E. Martell, R.M Smith. -N.Y., London: Plenum Press, 1974. V. 1. - 167 p.

31. Дятлова, Н.М, Ассортимент органических комплексонов для обеспечения научных исследований в области координационной химии / Н.М. Дятлова, Р.П. Ластовский, В.Я. Темкина. - М.: НИИТЭХИМ, 1981. - 248 с.

32. Медынцев, В.В. Комплексообразующие свойства фосфоновых кислот / автореферат дис. ... канд. хим. наук. / В.В. Медынцев. Москва, 1968.

33. Марьина, Т.Б. Термохимическое исследование оксиэтилидендифосо-фоновой кислоты и ее комплексов с Na+, Mg2+, Ca2+ в водном растворе / автореферат дис. ... канд. хим. наук. / Т.Б. Марьина. Иваново, 1983.

34. Тугов Н.И. Исследование процесса выщелачивания сурьмы из ее окислов соляной кислотой / Н.И. Тугов // Узбекский химический журнал. - 1967. -№ 4. - С.17 - 19.

35. Тугов Н.И. Получение сурьмы из пыли, накапливающейся в пылеуловителя / Н.И. Тугов // Узбекский химический журнал. - 1967. - № 4. - С.12 - 13.

36. Сажин, Н.П. Сурьма / Н.П. Сажин. - М.: Металлургиздат, 1941. - 265 с.

37. Сурьма (сборник переводных статей) / под ред. С.М.Мельникова. - М.: ИЛ, 1954. - 87 с.

38. Цыганов Г.А. Рациональные пути гидрометаллургической переработки смешанных сурьмяных руд / Г.А. Цыганов, Н.И. Тугов // Узбекский химический журнал. - 1958. - № 6. - С.19 - 23.

39.Мельников, С.М. Сурьма / С.М. Мельников, А.А. Розловский, А.М. Шуклин [и др.] // М.: Металлургия, 1977. - 536 с.

40. Канцлер Э.В. Структура сурьмы, полученной электроосаждением из водных растворов / Э.В. Канцлер, В.М. Рудой, М.С. Хадыев, А.И. Левин // Электрохимия. - 1969. - Т.5. - В.11. С. 1312 - 1315.

41. Гладышев В.П. Цементация металлов амальгамами в неводных растворах / В.П. Гладышев, Л.М. Рубан, Л.П. Петрова // Электрохимия. - 1969. -Т.5. - В.9. - С. 1067 - 1070.

42. Щека И.А. Цементация сурьмы цинковой амальгамой из кислых растворов / И.А. Щека, И.Р. Чаус // Журнал прикладной химии. - 1963. - Т.36. - В.1. - С.209 - 212.

43. Семенов С.И. Экстракция комплексных кислот кислородсодержащими растворителями / С.И. Семенов, Б.З. Иофа, Н.А. Новикова // Радиохимия. -1970. - Т.12. - В.6. - С. 27 - 29.

44. Иофа Б.З. Изучение скорости перехода трех- и пятивалентной сурьмы из солянокислых растворов в кислородсодержащие органические растворители / Б.З. Иофа, А.Н. Несмеянов, Г.И. Киреев, А.А. Абрамов // Вестник МГУ. -1970. - № 5. - С. 537 - 541.

45. Соложенкин П.М. Переработка свинцово-сурьмяных концентратов электролизом пульпы / П.М. Соложенкин // Цветные металлы. - 2010. - № 12. -С.34 - 38.

46. Милютина Н.А. Растворимость сульфидов и окислов некоторых малых металлов в водных растворах сернистого натрия / Н.А. Милютина, И.Р. Полывянный, Л.Н. Сысоев // Труды ИМиО АН Казахской ССР. - 1967. - Т.21. -С.14-19.

47. Полывянный И.Р. Растворимость малорастворимых соединений металлов в водных растворах сернистого натрия / И.Р. Полывянный, Н.А. Милютина // Труды ИМиО АН Казахской ССР. - 1967. - Т.21. - С.3-13.

48. Демченко, Р.С. Перспективы металлургии тиосолей / Р.С. Демченко, И.Р. Полывянный // Алма-Ата: Издательство АН Казахской ССР, 1970. - 106 с.

49. Шиянов, А.Г. Производство сурьмы / А.Г. Шиянов // М.: Металлург-издат, 1961. - 176 с.

50. Агладзе Р.И. Использование щелочно-сульфидных растворов сурьмы, полученных выщелачиванием сурьмяной руды раствором сернистого натрния / Р.И. Агладзе, М.А. Ярославская, В.Н. Гаприндашвили // Труды ИМиГД АН Грузинской ССР. - 1957. - Т.8. - С. 117-126.

51. Шеститко В.С. Поляризация сурьмяного электрода в сульфидно-щелочном электролите / В.С. Шеститко // Известия Вузов. Цветная металлургия. - 1971. - № 4. - С. 69 - 72.

52. Шеститко В.С. О некоторых особенностях электроосаждения сурьмы из сульфидно-щелочных электролитов / В.С. Шеститко, А.И. Левин // Известия Вузов. Химия и химтехнология. - 1969. - Т.12. - № 8. - С. 1094 - 1097.

53. Шеститко В.С. Влияние некоторых поверхностно-активных веществ на электроосаждение сурьмы / В.С. Шеститко, А.И. Левин, Л.А. Травина // Известия Вузов. Химия и химтехнология. - 1971. - Т.14. - № 3. - С. 415 - 418.

54. Агладзе Р.И. Цементация сурьмы металлическими осадителями / Р.И. Агладзе, В.Н. Гаприндашвили, Н.В. Мзареулишвили, Т.Н. Ломидзе // Труды института металла и горного дела АН Грузинской ССР. - 1957. - Т.8. - С. 233238.

55. Пат. 2254386 Российская Федерация. Способ переработки золотосодержащего сурьмяного концентрата / Е.П. Жирков, А.В. Каздобин, Т.В. Башлы-кова, П.М. Соложенкин, С.В. Усова, Н.К. Иванова, И.П. Соложенкин, О.И. Со-ложенкин. Опубл. 20.06.2005. Бюл. № 17.

56. Соложенкин П.М., Иванова Н.К., Соложенкин И.П., Соложенкин О.И. Способ переработки сплавов, содержащих благородные металлы на основе сурьмы. Заявка № 2006102929. Приоритет от 20.08.2007.

57. Fernandez M.A. Selective leaching of arsenic and antimony contained in the anode slimes from copper refining / M.A. Fernandez, M. Segarra, F. Espiell // Hydrometallurgy, 41 (1996), P. 255 - 267.

58. А.с. 396396 СССР. Способ получения сурьмы / Байбородов П.П.; Опубл. 22.01.1974, Бюл. № 36.

59. Куркчи У.М. О механизме реакции взаимодействия оксида сурьмы (III) с многоатомными спиртами в водных растворах гидрата окиси натрия / У.М. Куркчи // Научные труды Средазнипроцветмет. - 1980. - № 24. - С.158-166.

60. Куркчи У.М. О реакциях гидролиза и нейтрализации щелочных растворов комплексных соединений сурьмы (III) / У.М. Куркчи // Научные труды Средазнипроцветмет. - 1980. - № 24. - С.167- 172.

61. Куркчи У.М. Совершенствование технологии получения сурьмы высокой чистоты / У.М. Куркчи // Бюл. Цветная металлургия. - 1982. - № 15. -С.22 - 23.

62. Куркчи Э.У. Растворимость оксидов сурьмы (III) в водных растворах многоатомных спиртов и гидроксидов кальция, бария / Э.У. Куркчи, А.М. Фе-доренко, У.М. Куркчи // Ученые записки Таврического государственного университета. - 2000. - № 13. - Т.2 - С.185 - 188.

63. Абдурахмонов, С. Разработка и усовершенствование технологии извлечения золота и сурьмы из труднообогатимых руд: автореферат дис. ... докт. техн. наук / С. Абдурахмонов. Навои, 1997.

64. Ишанходжаев С. Химия и технология получения сурьмы, свинца и их соединений в присутствии многоатомных спиртов: автореферат дис. ... докт. техн. наук / С. Ишанходжаев. Ташкент, 1997.

65. Бугенов Е.С. Электролиз сурьмы из щелочно-глицератных растворов / Е.С. Бугенов, Р.Е. Нурлыбаев, Ж.К. Шайдарбекова, А.А.Мурзагулова // Вестник КазНТУ. - 2013. - № 1. - С.112 - 114.

66. А.с. 195105 СССР. Глицератный способ переработки свинцового сырья / Байбородов П.П., Ежков А.Б. Опубл. 12.04.1967, Бюл. № 9.

67. Масленицкий И.Н. Флотационно-автоклавная схема обработки анодных шламов никелевого электролиза // Цветные металлы. - 1959. - № 5. - С. 3640.

68. Pat. 3944414 U.S. Treatment of anode slime from copper electrolysis / Ya-nagida T., Saito A., Nosoda N., Kaneko F. (16.03.1976).

69. Ласточкина М.А., Мастюгин С.А., Вергизова Т.В., Грейвер Т.Н. Причины неудовлетворительной флотируемости медных шламов ОАО «Уралэлек-тромедь» // Цветные металлы. - 2010. - № 3. - С.39-43.

70. Меретуков, М.А. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). / М.А. Меретуков, А.М. Орлов. - М.: Металлургия, 1990. - 416 с.

71. Chuanyan L., Peihua Z. Recovery of precious metals from copper anode slime by combined metallurgy and beneficiation // Mineral processing and extractive

metallurgy. Ed. M.J. Jones and P.Gill - Pap. Int. Conf., Kunming. - 27.10-3.11.1984. - P. 699-705.

72. Пат. 2451759 Российская Федерация. Способ переработки свинцовистых шламов электрорафинирования меди (варианты) / М. А. Ласточкина, Т. Н. Грейвер, Т. В. Вергизова, С. А. Мастюгин, В. В. Ашихин, С. А. Краюхин, А. Т. Крестьянинов. Опубл. 27.05.12. Бюл. № 15.

73. Мастюгин С.А. Научное обоснование и разработка технологии комплексной переработки медеэлектролитных шламов: автореферат дис. ... докт. техн. наук / С.А. Мастюгин. Екатеринбург, 2014.

74. Спицын, В.И. Неорганическая химия. Ч. II. / В.И.Спицын, Л.И. Мар-тыненко. - М.: МГУ, 1994. - 624 с.

75. Набойченко, С.С. Практикум по гидрометаллургии. Учеб. пособие для вузов. / С.С. Набойченко, В.Г. Лобанов. - М.: Металлургия, 1992. - 336 с.

76. Каковский, И.А. Термодинамика и кинетика гидрометаллургических процессов. / И.А. Каковский, С.С. Набойченко. - Алма-Ата: Наука, 1986. - 272 с.

ПРИЛОЖЕНИЕ А

УТВЕРЖДАЮ: Зам. зав. кафоры МТЦМ

15 г.

\ ... / / МП

АКТ ИСПЫТАНИЙ

переработки хвостов флотации медеэлектролитного шлама ОАО «Урал »лектромедь»

В период с 12 марта по 10 апреля 2015 г. на кафедре «МТЦМ» УрФУ имени первого Президента России Ь.Н. Ельцина проведены технологические испытания переработки хвостов флотации медеэлектролитного шлама с извлечением свинца и сурьмы в присутствии специалистов ОАО «Уралэлектромедь»: главного технолога технического отдела Мастюгина С.А., начальника химико-металлургического цеха Финеева Д.С, начальника исследовательского центра Краюхина С. А.

Цель испытаний: оценка извлечения свинца в сульфидный продукт после осаждения из раствора ОЭДФ, сурьмы в катодный продукт с получением марочного металла по ГОСТ 108982, благородных металлов в анодный шлам электрорафинирования сурьмяно-свинцового сплава.

Переработка хвостов включает в себя 4 стадии: выщелачивание свинца в растворе ОЭДФ, осаждение свинца с регенерацией комплексона. плавка кека обессвинцевания. элекгрорафинирование сурьмяно-свинцового анода с очисткой электролита.

Для проведения технологических исследований несколько навесок хвостов флотации распульповывали в воде, фильтровали, сушили и усредняли (таблица 1). Выщелачивание проводили в водном растворе ОЭДФ (оксиэтилидендифосфоновой кислоты), с концентрацией 103 г/дм" Выщелачивание проводили в две стадии в щелочной среде с концентрацией гидроксида натрия 100 г/дм .

Таблица ! - Элементный состав хвостов флотации медеэлектролитных шламов, % (г/т)

РЬ 8Ь Аз В1 8п

33,21 23,85 3,95 0,75 2,37

Си Аи А8 Бс Те

0,83 500 4070 0,27 1,51

Полученные пульпы фильтровали; кеки промывали и промводы объединяли с полученными фильтратами. Полученные данные: состав кеков и растворов, извлечение металлов и убыль массы материала, приведены в таблице 2.

Таблица 2 - Условия опытов и составы продуктов выщелачипаиия

Номер стадии Условия опыта Элемент Состав Извлечение в раствор, % Убыль массы кека, %

Уд. расход ОЭДФ. г/г свиниа Ж:Т Длитсль ность, мин Кек, % (г/т) Раствор, г/дм3

1 1,68 5:1 ч* 60 РЬ 14.67 19,0 71,3 35

5Ь 36.26 0.5 1.2

Ав 4.72 1,78 22,5

Ш 1.07 0,04 2.6

Бп 3.52 0.17 3.6

Си 1,17 0.07 4,4

Аи 768 <0.001 >0.2

А$? 6250 <0.001 >0.2

Бе 0.35 0,07 13,0

Те 1,23 1,4 47,0

2 1,68 5:1 60 РЬ 12.60 6,1 77,8* 6,5

БЬ 40,05 0,39 и

Ав 5,12 0,2 24,8

в; 1,15 0,04 4,5

8п 3,89 0,03 4,1

Си и 0,06 8,1

Аи 853.5 <0,001 >0.2

АВ 6940 <0.001 >0,2

Бе 0.40 0.01 14,2

Те 1.27 0,2 51,0

Примечание: * - для всех элементов указано суммарное извлечение в раствор за две стадии.

Проводили осаждение свиниа из раствора ОЭДФ первой стадии с помощью гидросульфида натрия расходом 0,18 г/г свинца и концентрацией 28 г/дм3. Полученный сульфидный свинец фильтровали, промывали и промводы объединяли с полученным фильтратом. Выход сульфидного свинца составил 33,5 % от массы исходных хвостов.

Полученные данные приведены в таблице 3.

Таблица 3 Составы продуктов после осаждения свинца из раствора ОЭЛФ

Элемент Состав Извлечение в сульфидный свинец. %

Сульфидный свинец, % (г/т) Раствор, г/дм'

РЬ 65.25 0.009 99.89

Sb 1,57 0.04 91.5

As 5,46 0.19 89.2

B¡ 0,13 0.01 97.5

Sn 0,44 0.04 76

Cu 0.22 0.006 92

Au Н.о. <0.001 0

Ar Н.о. <0.001 0

Se 0,04 0.06 15

Те 0.96 1.12 20

S 23.78 6,74 Н.а.

Примечание: Н.о. - элемент не обнаружен. H.a. - элемент в исходном рай воре не анализировали.

Проводили плавку обессвинцованною продукта. Для этого готовили шихту следующего состава: кек после обессвинцевания : флюсы : восстановитель = 1:1:0,5. В качестве флюсов использовали борат натрия безводный и карбонат натрия в соотношении 1:1. В качестве восстановителя использовали древесный уголь. Плавку в индукционной печи осуществляли при температуре 1050-1100 ЙС в гигле емкостью 1 кг по меди. Выход анодного сплава составил 19,4 % от массы исходных хвостов, шлака - 26.6 %. соответственно.

В ходе проведения технологических испытаний выявили недостаток подобной плавки обессвинцопанного кека - большое количество возгонов сурьмы, мышьяка, висмута, олова. Необходимо введение в шихту покровного флюса, например, с использованием хлоридов натрия и калия для минимизации извлечения данных компонентов в газовую фазу и снижения затрат на газоочистку.

Составы продуктов плавки приведены в таблице 4.

Таблица 4 Составы продуктов плавки кека обессвинцевания

Элемент Состав п родуктов Извлечение

Анодный сплав, % (г/т) Шлак, % (г/т) В анодный сплав, % В шлак, %

Sb 53.18 2.53 62,1 4.0

Pb 23.03 0,69 85,5 3.5

As 3.71 0.49 33,9 6.1

ßi 1.2 0.05 48.8 2.8

Sn 2.92 1,9 35.1 31.3

Au 1800 3 98.7 0.2

AR 14 500 210 97.8 1.9

Se 0,43 0,3 50,3 48.0

Те 2.01 0,2 74,1 10.1

Zn 0.1 1,05 H.a. H.a.

Fe 0.83 2,26 H.a. H.a.

S 0.11 0.5 H.a. H.a.

Примечание: H.a. - элемент в кеке обессвинпевания не анализировали.

Полученный анод обрабатывали, зачищали от шлаковых включений, полировали и экранировали одну сторону эпоксидным клеем для получения фиксированной площади растворения и установления необходимой анодной плотности тока. Катод изготавливали из нержавеющей стали, площадь • 57.4 см2.

Готовили электролит следующего состава: гидроксид нагрия - 200 г/дм3, глицерин -150 г/дм , 5Ь - 20 г/дм . Для получения заданной концентрации сурьмы в электролите добавляли рассчитанное количество оксида сурьмы (III).

Катодную и анодную камеры разделяли перегородкой из полипропиленовой фильтровальной ткани. Уровень католита поддержи пал и на 1-1,5 см выше анолита. Анолит непрерывно выводили через специальный штуцер в анодной камере со скоростью 0,8-1,0 дм3/ч.

Очистку электролита загрязненного примесями - свинцом, мышьяком, оловом, висмутом, железом, осуществляли с помощью гидросульфида натрия концентрацией 28 г/дм3. Полученный сульфидный осадок отделяли от очищенною электролита фильтрованием. Очищенный электролит дозировано вводили в катодную камеру с помощью перистальтического насоса.

Элсктрорафинированис проводили используя 4 режима: I) стационарный ¡А = 50 мА/см:;

2) стационарный с периодической ручной сдиркой шлама с анода, ¡А = 50 мА/см2;

3) реверсивный. ¡А » ¡к = 50 мА/см2, тА = 33 с, т* = 8 с; 4) реверсивный, ¡А ■ ¡к - 100 мА/см2, тА = 33 с, тк = 8 с. Реверс тока осуществляли с помощью контактного программируемого реле. Оценивали убыль массы анода, анодный выход по току Цд, расход электроэнергии (таблица 5).

Таблица 5 - Сравнение показателей режимов электрорафинирования

Режим Убыль массы, г/ч ПА, % Вт ч/г

1 0.76 42.5 4,62

2 0,90 50,3 3,70

3 1,14 63,8 2,84

4 1,22 68,2 9,30

Полученные в результате применения 4 режимов продукты объединяли и анализировали (таблица 6).

Таблица 6 Составы продуктов электрорафинирования сурьмяно-свинцового анода и извлечение элементов в них

Элемен т Состав продуктов

Катодная сурьма, % (г/т) Сульфидны й осадок, % (г/т) Анодный шлам, % (г/т) Католит. г/дм3 Анолит, г/дм3 Пром. вода. г/дм3

БЬ 99.18 11.77 24.29 14.1 16,95 2,0

РЬ 0,1 50.7 34.5 0,012 1.19 0.0076

Ал 0,18 0,6 3.5 0.16 0.25 0.05

В. 0.007 3,1 1.74 0,0052 0.0068 0,0025

Бп 0,0078 1.85 1.91 0.21 0.28 11.01

Аи 8 7,2 6 840 <0,001 <0,001 И.о.

Ая 95 843 54 700 <0,001 <0,001 И.о.

8е 0.03 И.о. 0.21 0,017 0,02 0.01

Те 0,23 1.84 0.4 0.04 0.05 0.03

1п 0.004 0.26 0.012 0,0018 0.0068 <0,001

Ре 0,076 1,78 0,039 0,027 0,043 0.01

Б 0,08 12.4 0.2 0,19 0,28 0,02

Примечание: И.о. - элемент не обнаружен.

Элемен т Извлечение, %

В катодную сурьму В сульфидный осадок В анодный шлам В католит В анолит в промывну ю воду

БЬ 51,6 0,6 1.8 22,5 15.1 8,4

РЬ 0,6 54.0 38.6 0,5 3.8 0,3

Аб 6,7 3,1 24,5 24,1 21.0 19,9

В1 0.8 49.0 37,4 2,4 1,7 3,1

Бп 0,4 12,0 16,9 40,3 29.8 5.1

Аи 0.6 0.5 98,0 - - -

А* 0.9 1.1 97,3 - - -

5е 10,4 - 12,6 22,1 14.5 34,3

Те 15,7 17,3 5,1 11.1 7,7 22,0

1п 5,4 48,7 3.2 10,4 21,3 -

Яе . 0,8 40,6 1,2 18,3 16,1 17,8

Б 1.9 77,4 1,7 4.7 7,6 2,4

Выходы анодного шлама и сульфидного осадка оценивали от массы растворившегося

анода, которые составили 15,8 % и 18.9 %, соответственно. Анодный шлам представляет собой

сиртие Лле hielt счсния благородных металлов. Сульфидный оиадОк ЫОКСТ быть наирйален й плавку на черновой свинец или на процесс обсзмежнваннх при огневом рафинировании свннцв.

Вьшхд катодной сурьмы составил 2Я,5 % от ыассы сурьмы в расти Орнвшеснс! аноде и исходном электролите.

Палученкаи катодная сурьма соответствует марки Су-2 по ГОСТ 10Б9-82, Оценивали материальный баланс но стадиям технологии (таблица 7),

Таблица 7 - Материальный баланс технологической схемы извлечения свинца и сурьмы из хвостов флотации медеэлектролитных шламов

Стадия Продукт/ выход от исходных Масса металла ,г

технол огичес кой схемы хвостов % ЯЬ РЬ Аэ В1 Бп Аи Аё Бе Те

Выщел Поступило:

ачиван Исходные хвосты флотации 477 664,2 79 15 47,4 1 8,14 5,4 30,2

ие Получено:

Раствор 1 стадии 5 473 17,8 0,4 1,7 <0,01 <0,01 0,7 14,0

Раствор 2 стадии 0,35 43,4 1,4 0,07 0,07 < 0,01 <0,01 0,07 0,7

Кек обсссвинцсвания 2 стадии; 58,5 % 468,6 153,27 59,9 13,5 45,5 0,99 8,13 4,68 14,86

Невязка -3,05 +5,47 +0,1 -1,03 -0,13 +0,05 -0,64

Осажд Поступило:

енис Раствор 1 стадии 5 473 17,8 0,4 1,7 <0,01 <0,01 0,7 14,0

свинца 11олучено:

Сульфидный свинец; 33,5 % 4,57 472,5 15,88 0,38 1,29 Н.о. Н.о. 0,105 2,8

Раствор после осаждения 0,4 0,09 1,8 0,1 0,4 <0,01 <0,01 0,6 11,0

11евязка -0,03 -0,41 -0,12 +0,08 -0,01 - - +0,005 -0,2

Стадия гсхНОЛ огичес кой схемы Продукт/ выход от исходных хвостов % Масса металла, г

БЬ РЬ Ав В1 Бп Аи АВ Бе Те

Плавка в печи индук ционн ой Поступило:

Кек обессвинцевания 2 стадии 468,6 153,27 59,9 13,5 45,5 0,99 8,13 4,68 14,86

Получено:

Сурьмяно-свинцовый анод; 19,4 % 291,19 126,10 20,31 6,58 15,98 0,975 7,951 2,36 11,00

Шлак; 26,6% 18,95 5,17 3,67 0,37 14,23 0,006 0,154 2,25 1,50

1 (евязка -158,46 -22,0 -35,92 -6,55 -15,29 -0,009 -0,025 -0,07 -2,36

Электр орафи нирова ние Поступило:

Сурьмяно-свинцовый анод 203,83 88,27 14,22 4,61 11,19 0,683 5,566 1,65 7,70

Электролит 35 - - - - - - - -

Получено:

Катодная сурьма 93,14 0,62 0,97 0,03 0,03 0,0006 0,0167 0,165 1,186

Сульфидный осадок 1,43 36,63 0,33 2,27 1,35 0,0006 0,0056 - 1,317

Анодный шлам 4,30 33,45 3,56 1,75 1,91 0,6754 5,4881 0,211 0,385

Католит 76,90 0,35 3,56 0,10 4,58 - - 0.370 0,832

Анолит 36,06 14,30 2,92 0,06 3,39 - - 0,243 0,578

Промывная вода 20,06 0,35 2,28 0,13 0,56 - - 0,574 1,671

Невязка -6,94 -2,57 -0,60 -0,27 +0,63 - - -0,087 -1,731

Выводы:

1. Подтверждена возможность селективного извлечения свинца их хвостов флотации медеэлектролнтного шлама в раствор ОЭДФ. Оптимальные параметры процесса: удельный расход комплсксообразователя = 1,68 г/г свинца (Ж:Т ■ 6,5:1); См»он = 100 г/дм3. Степень извлечения свинца в раствор за две стадии составила 77.8 %.

2. Выявлен недостаток плавки обессвиниованного кека в индукционной печи - большое количество возгонов сурьмы, мышьяка, висмута, олова.

3. Доказана возможность получения катодной сурьмы, соответствующей марке Су-2, при элсктрорафинировании сплава с исходным содержанием сурьмы 53 %. Параметры процесса: « = 50 мА/см\ тА = 33 с, тк ■ 8 с; состав электролита: гидроксид натрия - 200 г/дм\ глицерин - 150 г/дм3.БЬ3* - 20 г/дм3.

4. Извлечение золота и серебра в анодный шлам электрорафинирования сурьмяно-свиниового сплава составило 97.22 % и 96.24 %, соответственно.

От ОАО «Уратектромедь»:

Главный технолог ТО, д.т.н.

Начальник ХМЦ

Д.С. Финеев

Начальник ИЦ. к.т.н.

От УрФУ:

профессор каф. МТЦМ, к.т.н.

аспирант каф.МТЦМ

7

ПРИЛОЖЕНИЕ Б

, Ыректр , КчшрIамс11 и ни псс.ю ииипшям п р;| {рант кам

АКТ

об укрупнённых испытаниях технологии переработки медеэлектролитных шламов ОАО «Уралэлектромедь» по схеме автоклавное обезмеживание - флотационная доводка на пилотной установке ООО «Институт Гипроникель»

В период с 15 августа по 17 декабря 2013 года сотрудниками лаборатории гидрометаллургии ООО «Институт Гипроникель» ст.н.с. Ласточкиной М.А. и инж. Косульниковой Е.А. в присутствии специалистов ОАО «У рал электромедь» - гл. технолога технического отдела Мастюгина С.А., начальника отделения переработки шламов ХМЦ Воинкова Р. С., зам. начальника Исследовательского центра Шунина В. А. и инженеров-технологов Исследовательского центра Кочина В.А., Мухамадеева Ф.Ф. - были проведены испытания технологии переработки медеэлектролитных шламов ОАО «Уралэлектромедь» по схеме автоклавное обезмеживание - флотационная доводка на пилотных установках ООО «Институт Гипроникель».

Цель испытаний: оценка показателей флотации кеков автоклавного выщелачивания шламов электрорафинирования меди в непрерывном режиме. Методика проведения испытаний

Схема испытаний приведена на рисунке 1, состав шламов, использованный для испытаний - в таблице 1.

Таблица 1 - Состав шламов, использованных при проведении пилотных испытаний

№ пар- Содержание, %

тии Си РЬ 8Ь 8е Те Аэ Аи Ад

проба 1 20,70 11,70 10,00 6,50 3,34 3,27 0,45 13,67

проба 3 20,70 11,80 9,40 6,61 3,22 3,13 0,51 14,40

проба 5 19,40 12,40 10,40 6,86 3,30 3,25 0,49 14,36

проба 7 19,50 12,40 9,95 6,60 3,13 3,18 0,48 14,19

Си шлам

Рисунок 1 - Схема проведения укрупнённых испытаний технологии переработки медеэлектролитных шламов ОАО «У рал электромедь» на пилотной установке ООО «Институт Гипрони-кель»

Концентрат ДМ Автоклавное выщелачивание

Автоклавное обезмеживание шламов проводили в титановом автоклаве ёмкостью 25

з

дм с отражательными перегородками, оборудованном двухъярусной самовсасывающей мешалкой; газ-окислитель подавали через заглублённую в пульпу трубку под мешалку.

Система управления автоклавом обеспечивает измерение и регулирование температуры и давления, измерение расхода газа-окислителя. Регулирование расхода воды, подаваемой через теплообменник - в ручном режиме.

При проведении опыта обезмеживания в автоклав через специальный штуцер загружали предварительно распульпованный в заданном количестве воды шлам и серную кислоту. После герметизации автоклав опрессовывали азотом, затем продували кислородом для удавления остатков N2 и начинали нагрев. Подача в автоклав кислорода начиналась при температуре 80-90°С; от этого момента производился отсчёт времени обезмеживания. По окончании опыта пульпу охлаждали до 50-60 °С, сбрасывали абгаз и выгружали в специальную ёмкость, откупа передавали на фильтрацию. Параметры обезмеживания:

Температура, °С 105

Парциальное давление кислорода, МПа 0,1 -0,12

Продолжительность, час 6

Начальная концентрация серной кислоты, г/дм3 100

Ж:Т исходное 4,67

Масса загруженной серной кислоты (р = 1,83 кг/дм3), кг 1,98

Масса шлама (сух), кг 3,85

Объем пульпы, дм3 18,0

Интенсивность перемешивания, об/мин 1450

Фильтрацию пульпы обезмеживания производили на нутч-фильтре (вакуум - 0,6 ат) при использовании фильтровальной бумаги. Флотация продуктов переработки шламов

Кеки с нескольких автоклавных опытов в соответствии с партиями шламов объединяли, распульповывали в медистом растворе серной кислоты (5 г/дм3 Си2+, 25 г/дм3 НгБО^ и направляли на флотационную доводку, которая проводилась в открытом по промпродуктам цикле.

Ввиду существенного сокращения массы материала на основной флотации, концентраты, полученные от нескольких партий шламов перед подачей на дальнейшую переработку, объединяли.

Флотацию проводили на шестикамерной флотомашине непрерывного действия производства ООО «Тепломаш» при использовании в качестве реагентов бутилового аэрофлота (08Р002), МИБК и жидкого стекла) (таблица 2, рисунок 2).

Таблица 2 - Реагентный режим флотации продуктов переработки шламов

Опыт Расход реагентов, г/т Производительность, дм3/час Плотность пульпы, % Примечание

ОБР 002 МИБК Жидкое стекло

УПАФ2 52 87 — 20,9 9,4 Свежий раствор

УПАФЗ 57 95 — 20,0 9,0 Раствор с предыдущего опыта с добавкой свежего для обеспечения нужной плотности пульпы

УПАФ4-5 53 88 — 16,8 10,2

УПАФ6-8 51 85 — 15,6 11,2

УПАФ9-13 37 37 — 21,5 10,8

УПАФ14-18 32 79 — 22,1 11,7

УПАФ1-8-П1-1 — — — 13,3 10,6

УПАФ1-8-П1-1 - - - 20,2 11,8

УПАФ9-18-п1 — — — 19,5 10,2

УИ1-п1 68 - 747 21,5 10,0 Свежий раствор

УИ1-п2 - - - 18,0 11,0 Раствор с предыдущего опыта с добавкой свежего для обеспечения нужной плотности пульпы

УИ2-п1 — — 207 18,9 10,0 Свежий раствор

УИ2-п2 — — 275 20,5 10,0 Раствор с предыдущего опыта с добавкой свежею для обеспечения нужной плотности пульпы

УИ2-пЗ — — 309 19,9 10,0

УИ2-п4 - - - 19,7 10,0

Рисунок 2 - Пилотная флотационная установка: а) камеры флотомашины и насосы для

управления уровнем пульпы; б) программа управления пилотной установкой флотации; в)

опыт УПАФ2

При проведении эксперимента готовая пульпа из питающего бака, оборудованного перемешивающим устройством, непрерывно, с заданной производительностью, подаётся перистальтическим насосом в головную камеру флотомашины. При работающем пеногоне пенный продукт (концентрат) сгребается в жёлоб, откуда поступает в приёмную ёмкость концентрата, а камерный с помощью системы трубок и перистальтического насоса перекачивается во вторую камеру. Сигналом для включения насоса служит сигнал с датчика уровня о превышении в первой камере уровня пульпы выше заданного. Во второй и последующих камерах имеет место аналогичный процесс. Из последней камеры камерный продукт перекачивается в приёмную ёмкость.

Следует отметить, что при запуске установки камеры флотомашины заполнялись раствором. Выход на стационарный режим составлял порядка 30-60 минут и определялся по визуальным наблюдениям, данным о плотности пульпы получаемых продуктов и их составе.

Для оценки кинетики флотации с каждой камеры или с группы камер осуществлялся раздельный сбор пенного продукта. Для оценки воспроизводимости показателей флотации при проведении опыта производили отбор проб, который заключался в сборе про-

дуктов флотации в течение заданного интервала времени (20 - 60 минут в зависимости от продолжительности опыта). Ультратонкое измельчение

Ультратонкое измельчение производилось на вертикальной мельнице с перемешиванием измельчающей среды производства фирмы М^во, состоящей из ёмкости, располагающейся на поворотном столе, оборудованной мешалкой специальной конструкции (рисунок 3). В качестве мелющих тел использовался технический бисер марок и SZ крупностью 1,6-1,8

мм (таблица 3); условия измельчения приведены в таблице 4.

пытаний

SZA SZ

Состав, % Zr02 45%, Si02 30%, А120з 22% Zr02 68%, Si0231%

Удельный вес, г/см3 >3.9 4.0

Твердость по Моосу >8 >8

Насыпной вес, г/см 2.3-2.5 2.35-2.55

Сферичность, % > 90 % > 90 %

Прочность на сжатие 1500 N (Ф5тт) 1500 N (Ф5тт)

Таблица 4 - Условия ультратонкого измельчения

Показатель Значение показателя

УИ1 УИ2

Продолжительность, час 1 1,5

Суммарный объём пульпы, мл 4600 4646

Объёмная доля пульпы, % 50 49,3

Крупность бисера, мм 1,6-1,8 1,6-1,8

Масса бисера, г 9430 9650

Жидкость Вода Раствор флотации

Расход жидкого стекла, г/т — 200

Масса твёрдого(сух.), г 2013 2132

к л 1181 1138 г

Масса влаги в материале, мл

Добавочный объем жидкости, мл 831 850

При проведении испытаний использовались следующие реагенты:

- серная кислота плотностью 1,83 кг/дм3 марки хч;

- медный купорос марки чда;

- метилизобутилкарбинол 100 %;

- аэрофлот П8Р002 производства фирмы Опса (Австралия), содержащий 50 % основного вещества;

- стекло жидкое марки А по ГОСТ 13078-81;

- кислород баллонный чистотой более 99,9 %;

- вода водопроводная с содержанием СГ ~ 35-40 мг/дм3. Результаты испытаний

Основная и контрольная флотации, перечистка концентрата основной флотации

Таблица 5 - Состав и выход продуктов при основной и контрольной флотации

№ Время № камер Выход, % Содержание

пробы шлама Опыт от начала опыта, мин съёма пенного продукта Аи Аё 8е Те РЬ 8Ь АБ

Пенный продукт (концентрат

0-20 1 47,0 1,24 39,6 21,3 1,28 10,6 14,6 2,03

2 20-40 1 51,9 1,24 39,2 21,0 1,31 10,3 14,6 2,02

40-68 1 57,5 1,21 40,7 20,8 1,34 11,0 15,2 2,10

0-20 1 50,3 1,21 40,3 21,7 1,32 11,2 14,9 2,09

3 20-40 1 57,1 1,21 40,2 21 1,34 10,8 14,8 2,09

40-69 1 57,2 1,18 40,1 20,6 1,32 10,7 14,6 2,05

Проба 1 0-20 1 52,1 1,25 37,8 20,6 2,18 10,4 11,5 1,98

20-40 1 58,0 1,07 37,2 17,9 1,91 9,64 10,4 1,80

40-60 1 54,1 1,19 37,6 20,3 2,12 8,56 11,6 2,01

4-5 60-80 1 44,7 1,26 38,8 21,9 2,12 9,27 11,2 1,94

80-100 1 46,4 1,28 39,5 21,4 2,2 8,97 11,1 1,86

100-120 1 49,0 1,27 39,1 21,2 2,2 9,52 11,3 1,85

120-153 1 50,3 1,26 38,8 20,7 2,17 9,35 11,1 1,81

0-30 1 60,8 1,34 38,4 18,9 1,78 11 11,6 1,85

30-60 1 54,3 1,28 38,2 20 1,72 11,4 11,9 1,93

60-90 1 57,4 1,31 37,6 19,5 1,7 11,4 11,8 1,93

Проба 7 6-8 90-120 1 55,2 1,30 37,6 19,9 1,76 9,73 12,1 1,97

120-150 1 52,6 1,26 37,5 19,6 1,72 9,53 11,5 1,86

150-180 1 52,9 1,32 38,5 20,2 1,77 п,з 11,7 1,9

180-231 1 53,1 1,36 38,8 20,2 1,75 11,1 11,5 1,87

0-60 1 59,0 1,29 41,2 20,2 1,08 9,8 10,4 1,71

60-120 1 53,8 1,31 41,6 20,5 1,06 9,89 10,5 1,76

Проба 3 9-13 120-180 1 51,5 1,30 41,4 20,3 1,05 9,47 10,1 1,65

180-240 1 52,8 1,31 40,2 20,4 1,10 10,1 10,6 1,72

240-281 1 51,6 1,30 41,6 20,0 1,07 10,0 10,6 1,76

0-60 1 50,8 1,34 39,4 19,8 1,07 11,0 11,5 1,78

60-120 1 51,2 1,30 38,2 19,5 1,06 11,2 11,5 1,74

Проба 5 14-18 120-180 1 52,3 1,36 39,0 20,0 1,10 11,4 11,7 1,8

180-240 1 54,3 1,48 39,0 19,2 1,05 12,0 11,9 1,86

240-267 1 54,1 1,39 39,4 19,9 1,09 11,3 11,7 1,8

№ Время № камер Выход, % Содержание, %

пробы шлама Опыт от начала опыта, мин съёма пенного продукта Аи Аё 8е Те РЬ БЬ Ав

Пенный промпродукт (ГШ 1-1)

0-20 2-3 10,8 0,703 21,8 11,7 1,56 20,8 23,4 3,18

2 20-40 2-3 11,8 0,633 19,6 10,4 1,67 22,4 24,9 3,37

40-68 2-3 11,1 0,545 16,7 9,04 1,7 24,6 26,0 3,51

0-20 2 3,8 0,874 30,2 15,5 1,61 18,3 21,8 3,05

3 20-40 2 4,4 0,944 30,9 16,4 1,57 16,6 20,8 2,9

40-69 2 4,6 0,772 25,4 13,2 1,64 20,0 22,8 3,14

Проба 1 0-20 2 10,3 0,773 22,3 11,8 2,52 18,7 17,2 2,92

20-40 2 10,4 0,560 16,1 7,59 2,74 24,1 20,2 3,40

40-60 2 11,9 0,564 15,8 7,46 2,58 24,2 19,5 3,27

4-5 60-80 2 8,1 0,900 26,4 12,8 2,38 16,7 15,8 2,74

80-100 2 8,7 0,946 27,7 13,3 2,31 15,6 14,9 2,62

100-120 2 9,7 0,961 27,8 13,1 2,52 16,6 16,4 2,83

120-153 2 9,0 0,987 22,6 13,5 2,38 16,0 15,3 2,70

0-30 2 9,1 0,665 18,9 9,41 2,14 20,4 17,6 2,81