CC BY
106
Разработка модуля «Усреднительный склад» информационной системы.
СтаценкоЛ.Г., Брановец Н.Е.
ing stockyard" developed by authors allows us to use an optimal scheme of loading and unloading blending stockyard. Methods of simulation modeling and programming are used to develop the algorithm of the module.
Keywords: ore blending, blending stockyard, simulation model.
References
1. Blending of minerals. Mining Encyclopedia [Electronic resource]. Access mode: http://www.mining-enc.ru/uyusrednenie-kachestva/.
2. Miroshnichenko L.A., Tilepov Z.T., Gulyaev N.Y. and others. Mestorozhdeniya zheleza Kazahstana: spravochnik [Iron Deposits of Kazakhstan]. Almaty: Committee of Geology and Subsoil Protection of the Ministry of Ecology and Natural Resources of the Republic of Kazakhstan, 1998. 485 p.
3. Bastan P.P., Azbel I.I., Klyuchkin E.I. Teoriya i praktika usred-neniya rud [Theory and practice of ore blending]. Moscow: Nedra, 1979. 255 p.
4. Statsenko L.G. Ore - Flow Simulation at the entrance of the blending stockyard. Promyshlennost' Kazahstana [Industry of Kazakhstan]. 2008, no. 2(47), pp. 43-47.
5. Statsenko L.G. Development of the software module «Blending stockyard model». VI International Scientific and Practical Conference «GEOTECHNOLOGY 2007: Problems and Means for Sustainable Development of Mining Industry»: Theses of reports, Almaty, 2007, pp. 115-118.
6. Gy P.M. A new theory of bed-blending derived from the theory of sampling. Development and full-scale experimental check. International Journal of Mineral Processing. 1981, vol. 8, pp. 201-238.
7. Robinson G.K. How much would a blending stockpile reduce variation? Chemometrics and Intelligent Laboratory Systems. 2004, vol.74, pp. 121-133.
УДК 669.337
КОМБИНИРОВАННЫЙ МЕТОД ПЕРЕРАБОТКИ ЗАБАЛАНСОВОЙ МЕДНОЙ СУЛЬФИДНОЙ РУДЫ
Каримова Л.М.
ТОО «Инновация», г. Караганда, Казахстан
Аннотация. Рассмотрена технологическая схема переработки забалансовой медной сульфидной руды путем получения флотационного чернового медного концентрата с последующим обжигом, сернокислотным выщелачиванием. Отработаны режимы переработка раствора экстракцией и получения катодной меди. Ключевые сллея: схема переработки, ранулы, медный концентрат, обжиг, выщелачивание.
Введение
Отвалы забалансовых и некондиционных руд, а также «о^аботанные» месторождения являются долговременным источником загрязнения окружающей среды за счет самопроизвольного выщелачивания из них меди, цинка, свинца, молибдена, мышьяка и других металлов. В решении этой проблемы ведущая роль принадлежит гидрометаллургическим способам получения цветных металлов, в частности подземному и кучному выщелачиванию. Эти способы позволяют вовлечь в переработку забалансовые и потерянные руды, которые повышают полноту и комплексность использования сырья и сокращают загрязнение окружающей среды.
Технологические разработки
Гидрометаллургические методы требуют сильных окислителей, которые являются дорогими и дефицитными, что существенно повышает себестоимость продукции.
На основании лабораторных исследований была разработана комбинированная схема переработки забалансового сырья [1].
По химическому составу забалансовая руда является высококремнистой, алюмосиликатной, в которой медные минералы руды представлены халькозином, борнитом, халькопиритом. Хими-
Таблица 1
Химический состав забалансовой медной руды, %
ОЫобщ SiO2 AI2O3 CaO MgO Na2O K2O SO6lh FeO TiO2 Fe2O3 Ag, г/т
0,32 68,1 11,22 4,1 0,26 3,0 1,55 0,26 1,21 0,48 3,36 7
ческий состав руды представлен в табл. 1.
Измельчение руды проводили в лабораторной шаровой мельнице в течение 25, 40, 50 и 60 мин. Полученные данные представлены в табл. 2.
Флотацию проводили на флотомашине ФЛА-237 по известной схеме при расходе собирателя 50 г/т, Т-80-60 г/т, продолжительности 5 мин. Извлечение при этом составляет не менее 90% [1]. Результаты химического анализа основ-
www. vestnik. magtu. ru
11
РАЗРАБОТКА ПОЛЕЗЕНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
ных компонентов концентрата приведены в табл. 3.
Таблица 2
Результаты измельчения забалансовой руды
Состав и размеры составляющих фаз определены с помощью микроскопа «№орЬо1;-21».
Образец представлен рудными и нерудными зернами, угловатыми, угловато-окатанными, окатанными кристалликами, тогда неправильной формы (ри с. 1).
Таблица 3
Содержание основных компонентов в концентрате, %
Количество рудных составляющих определено линейным методом.
Халькопирит СиБе82 представлен зернами неправильной формы, часто зерна корродированы. Щет желтый, желтоватый. Довольно часто зерна халькопирита наблюдаются в виде тесных сростков с нерудными минералами, иногда полностью заключены в них. Размеры зерен от 0,0125 до 0,25 мм.
Анортит
Рис. 1. Характер распределения и форма рудных
в концентрате, хЮО
Пирит Бе82 представлен в основном правильными зернами, в сечении, близком к квадрату. Цвет светлый. Размеры зерен от 0,01 до 0,1 мм.
Кварц 8Ю2 представлен окатанными, угловато-окатанными зернами. Размеры зерен от 0,06 до 0,2 мм.
Полевые шпаты К[А^308] представлены таблитчатыми и неправильными угловатыми зернами. Размеры зерен от 0,02 до 0,3 мм.
Анортит Са[А1281208] представлен прямоугольными формами с ясно выраженной спайностью . Серицит - тонкочешуйчатая слюда, образуется при выветривании плагиоклазов. Размеры зерен от 0,1 до 0,45 мм.
Содержание в пробе рудных минералов: халькопирита - 9,50%; пирита - 3,25%.
В центральных частях кварца наблюдаются сростки халькопирита.
Необходимым условиемподготовки медного сырья к обжигу является гранулирование исходного материала. При этом большое значение имеет получение гранул, прочностные характеристики которых должны позволять выдерживать нагрузки, возникающиепри транспортировке и перегрузках, а также при переработке в обжиговой печи. Концентрат подвергался окатыванию на грануляторе, в качестве связующего использовался раствор лигносульфонатов (сульфит-спиртовая барда р = 1,05 г/см3). Влажность гранул составляла в среднем 10%, средняя насыпная масса 1,1 г/см3. Фракции гранул необходимого размера -10 +7 мм (^= 8,5 мм) отсеивали на ситах. Сушку гранул проводили на решетке, под которую подавался нагретый до 80105 0С воздух.
В ряде стран уделяется основное внимание гидрометаллургическим и комбинированным способам извлечения меди из минерального сырья [2]. Особое место занимает сульфатизирую-щий обжиг [3, 4] с последующей гидрометаллургической переработкой огарка. В работах [5-7], в том числе с нашим участием [6, 7], была установлена оптимальная температура обжига, обеспечивающая получение преимущественно сульфатного огарка, пригодного для выщелачивания ценных компонентов.
Известно [8], что наиболее энергосберегающим агрегатом является и нерудных зерен шахтная печь, где создаются условия противотока обжигаемого материала и отходящих газов. Поэтому исследования проводили в плотном слое гранул.
Навеска гранул флотоконцентрата при каждом опыте имела массу 50 г, которая загружалась в сетчатое дно вертикальной электрообо-греваемой трубчатой печи с заранее установлен-
Время измельчения, мин Содержание класса -0,074, %
25 53,10
40 73,20
50 85,96
60 92,50
S Fe CaO Na2O SiO2 ^3
4,3 3,49 3,18 3,05 1,52 1,20 62,04 10,46
12
Вестник МГТУ им. Г. И. Носова. 2014. №2
Комбинированный метод переработки забалансовой медной сульфидной руды
Каримова ПМ.
ной температурой 400; 550; 600; 700°С и подавался воздух со скоростью 60 м3/с компрессором через ротаметр в течение 60 мин.
В результате исследований процесса обжига и выщелачивания установлено, что достаточно высокая степень извлечения меди в раствор достигается после обжига при X - 550-600°С. Минералогический состав обожженного флотационного концентрата представлен в табл. 4. Плотность огарка составила 2,514 г/см3, насыпная масса 1,22 г/см3.
Выщелачивание огарка проводили раствором серной кислоты с концентрацией 100 г/л щш Ж:Т=4:1 и при температуре 80°С на магнитной мешалке в течение 60 мин. Извлечение меди в раствор составило 95-97%.
Раствор выщелачивания подвергался известной экстракционной переработке по схеме, состоящей из трех стадий экстракции, двух стадий промывки и двух стадий ре-экстракции. При экстракции использовали экстрагент Ых 984К
Таблица 4
Минералогический состав обожжённого чернового флотационного концентрата, полученный при проведении рентгеноструктурного анализа
лись два свинцовых анода с добавкой 1% серебра и один титановый катод. Площадь катода составляет 0,027 м2 с двух сторон. Плотность тока составляла 250 А/м2, температура раствора 45-50°С, продолжительность электролиза составляла 7 сут. Выход по току - 95%. В табл. 6 представлены результаты химического анализа полученной катодной меди, которая соответствует марке МООк по большинству примесей.
Таблица 5
Химический состав медного электролита, г/л
Ои N1 ^04 S04 01 РЬ Дб Sb Ре Мд Д1 Б1 Оа
49,24 <0,01 157,24 227,9 <0,13 <0,05 <0,05 <0,05 0,21 <0,01 <0,05 <0,05 0,05 <0,01
Таблица 6
Результаты химического анализа катодной меди, %
Си Ад РЬ Ре Я Бп N1 1х\ Со ДБ
99,99 0,0034 0,00045 0,00051 0,0002 0,0001 0,0003 0,0002 0,00006 0,00018
БЬ Сг Мп Сс1 Р В\ Бе Те Б Р
0,00018 0,00017 0,00025 0,00006 0,00015 0,00006 0,00011 0,00006 0,0012 76,4 г/т
Наименование минерала Химическая формула
Кварц Si02
Тенорит 0ы0
Халькантит CuS04
Куприт 0и20
Гематит Ре203
Парамелаконит 0щ03
Феррит меди 0иРе204
Борнит 0u5peS4
(0U5РeS4)o,5
Делафоссит 0иД102
Состав раствора после экстракции наработанного при выщелачивании огарков для проведения электролиза приведён в табл. 5. Кек направляется на переработку для извлечения серебра.
Для проведения лабораторных испытаний по электролизу меди из раствора был использован электролизер, представляющий собой полипропиленовую ванну емкостью 2,0 л. Использова-
Исключение составляет повышенное содержание серебра, что не ухудшает эксплуатационных характеристик меди и может являться следствием растворения свинцово-серебряного анода.
Общая схема переработки забалансовой медной сульфидной руды представлена на рис. 2.
Выводы
Предложена комбинированная технология переработки медносульфидной забалансовой руды Жезказганского месторождения.
Показано, что полнота извлечения меди в черновой концентрат зависит от содержания класса - 0,074 мм и при его содержании до 90%. Флотационное обогащение проводили при расходе реагентов собирателя 80 г/т, Т - 40 г/т, времени флотации 4-6 мин.
Установлено, что достаточно высокую степень извлечения меди в условиях автогенного обжига можно достичь при условиях: X - 500-600°С, х - 40-60 мин, с1 - 8-12 мм, гранулированном на смеси из раствора лигносульфонатов (сульфит-спиртовая барда р = 1,05 г/см3).
При выщелачивании раствором серной кислоты извлечение меди составило 95-97%.
Растворы сернокислотного выщелачивания подверглись экстракционной переработке с целью очистки от примесей.
шмм. уеБШк. тадШ. ги
13
РАЗРАБОТКА ПОПЕЗЕНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Получена катодная медь марки МООк при плотности тока I = 250 А/м2, с выходом по току 95%.
Рис. 2. Схема переработки забалансовой медной сульфидной руды
Список литературы
1. Инновационный патент 25311 РК. Способ комплексной пере-
работки бедных забалансовых сульфидных руд и концентратов/ ЖумашевК.Ж., Каримова Л.М., КайралаповЕ.Т., Токбу-латов Т.Е., Юн А.Б. Бюл. №12 от 20.12.2011. Металлургия меди, никеля и кобальта / И.Ф.Худяков, А.И. Тихонов, В.И.Деев,
С.С. Набойченко. М.: Металлургия, 1977. Т. 1.
3. Атбашян Е.М., Лейзерович Г.Я., Лон-ский И.С., Метелицына И.А. // Цветная металлургия. 1962. №8. С. 25.
4. Саргсян Л.Е., Оганесян A.M. Обжиг сульфидно-цинкового концентрата с получением преимущественно сульфатного огарка для эффективного выщелачивания // Цветные металлы. 2006. №7. С. 16.
5. Саргсян Л.Е., Оганесян A.M. Акгивиро-ванный сульфатизирующий обжиг халь-копиритового концентрата для сернокислотного выщелачивания // Изв. вузов. Цветная металлургия. 2010. №5. С. 11-13.
6. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., КайралаповЕ.Т., ИмангшмеваА.Т. Изучение влияния сульфатизации серной кислотой чернового сульфидного концентрата для автогенности обжига // Материалы Международной научно-практической конференции «Гетерогенные процессы в обогащении и металлургии», Абишев-ские чтения-2011. Караганда, 2011. С. 157-160.
7. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., Кайра-лапов Е.Т. Изучение автогенности обжига некондиционного чернового медного концентрата воздухом, обогащенным кислородом // Материалы XI Междунар. науч.-практич. конф. «Фундаментальные и прикладные исследования, разработка и применение высоких технологий в
промышленности». Санкт-Петербург, 2011. Т. 1. С. 170-172. Букетов Е.А., Малышев В.П. Технологические процессы шахтного обжига в цветной металлургии. Алма-Ата: Наука КазССР, 1973. 352 с.
INFORMATION ABOUT THE PAPER IN ENGLISH
COMBINED METHOD OF PROCESSING THE OFF-BALANCE COPPER SULPHIDE ORE
Karimova Lyutsiya Monirovna - Ph.D. (Chemistry), Leading Research Engineer LLT Innovatsiya, Karaganda, Kazakhstan. E-mail: lutsia.08@mail.ru.
Abstract. The technological scheme of processing the off-balance copper sulphide ore was considered, including separation of the rough flotation copper concentrate followed by roasting, sulfuric acid leaching. The modes were worked out for solution processing by extraction and for producing cathode copper.
Keywords: processing scheme, pellets, copper concentrate, roasting, leaching.
References
1. Zhumashev K.Zh, Karimova L.M., Kayralapov Y.T., Tokbulatov T.E.,
Yn A.B. The method of complex processing of poor off-balance sulfide ores and concentrates. RK Innovative patent №25311, Bull. №12 from 20.12.2011.
2. Hudyakov I.F., Tikhonov A.I., Deev V.I., Naboichenko S.S. Metal-lurgiya medi, nikelya i kobal'ta [Metallurgy of copper, nickel and cobalt]. Moscow: Metallurgy, 1977. Vol. 1.
3. Atbashyan E.M., Leyzerovich G.Y., Lonskaya I.S., Metelitsyn I.A. Tcvetnaya metallurgiya [Non-Ferrous Metallurgiya], 1962, no. 8, p. 25.
4. Sargsyan L.E., Hovhannisyan A.M. Roasting sulfide zinc concentrate to produce a predominantly sulfate cinder for effective leaching. Tsvetnyemetally [Non-Ferrous Metals], 2006, no. 7, p. 16.
5. Sargsyan L.E., Hovhannisyan A.M. Activated sulphatizing roasting of chalcopyrite concentrate sulfuric for acid leaching. Izv.
14
Вестник МГТУ им. Г. И. Носова. 2014. №2
Комбинированный метод переработки забалансовой медной сульфидной руды
Каримова Л.М.
vuzov. Tsvetnaya metallurgiya [Proceedings of the universities. Nonferrous metallurgy], 2010, no. 5, pp.11-13.
6. Zhumashev K.Zh., Karimova L.M., Kayralapov Y.T., Imanga-lieva A.T. Study of influence of sulfuric acid sulfation of rough sulfide concentrate for roasting autogeny. International scientific and practical conference «Heterogeneous processes in metallurgy and enrichment» Abishevskie read, 2011. Abishevskie chtenia, 2011, pp. 157-160.
7. Zhumashev K.Zh., Karimova L.M., Kayralapov Y.T. Study roasting autogeny of substandard rough copper concentrate by oxygen
enriched air. Materialy XI Mezhdunar. nauch.-praktich. konf. «Fundamental'nye i prikladnye issledovaniya, razrabotka i prime-nenie vysokih tehnologii v promyshlennosti» [XI Intern. scientific and practical conf. «Fundamental and applied researches, development and application of high technology in the industry»], St. Peterburg, 2011, vol. 1, pp. 170-172. Bouquets E.A., Malyshev V.P. Tehnologicheskie processy shahtnogo obzhiga v tsvetnoj metallurgii [Technological processes of shaft roasting in nonferrous metallurgy]. Alma-Ata: Science of the Kazakh SSR, 1973. 352 p.
www. vestnik. magtu. ru
15
