Файл: Набойченко, С. С. Гидрометаллургия меди.pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 16.10.2024

Просмотров: 120

Скачиваний: 0

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

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]:

 

v

_

+ В + С + D + Е) 100

 

А

 

 

Уц

где

А — удельные

затраты

при обогащении руды по схеме

В,

прямой флотации;

 

С,' D ‘— затраты на

1 т руды соответственно серной кислоты,

 

осадителя, вспомогательных материалов;

 

Е — дополнительные к

схеме прямой флотации удель­

 

ные амортизационные отчисления;

 

Y — отпускная

цена 1

т меди в концентрате;

 

Т1 — извлечение

меди

в концентрат.

178


 

 

 

Таблица 27

Показатели переработки смешанных руд по схеме прямой

 

флотации и двум комбинированным схемам

 

 

Содержание Си,

уел. ед.

 

Показатели

 

 

 

0,56

0,66

0,80

1,00

Прямая флотация

Извлечение Си,

% . . . .

26,3

31,6

38,2

41,8

Себестоимость

переработки

100,0

 

 

 

1 т руды, % .........................

 

100,0

101,7

101,7

 

1.

Комбинированная схема

 

 

Извлечение Си,

%' . . . .

59,0

62,0

68,5

74,1

Себестоимость

переработки

 

 

 

 

1 т руды, % .........................

 

100,0

101,1

104,1

105,6

То же, по сравнению с пря-

 

 

 

 

мой флотацией.....................

125,7

127,0

128,8

130,3

Себестоимость

1 т меди, до-

 

 

 

 

извлеченной в

концентрат,

 

 

 

 

% .......................................

 

100,0

96,8

92,8

72,1

 

2. Флотация переработка хвостов по схеме ВОФ

 

Извлечение Си,

% . . . .

59,5

61,4

69,0

74,6

Себестоимость

переработки

 

 

 

 

1 т руды, % .........................

 

100,0

100,7

104,1

104,9

То же, по сравнению со схе­

91,6

91,2

91,4

91,0

мой 1 .....................................

1 т меди, до-

Себестоимость

 

 

 

 

извлеченной в

концентрат,

100,0

 

90,9

71,6

% ......................................

 

100,0

То же, по сравнению со схе­

62,3

64,3

61,0

61,8

мой 1 .........................

. . .

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.

12*

179


Некоторые данные переработки смешанных руд по схеме ВОФ на зарубежных предприятиях

 

Таблица 28

 

 

Показатели

 

Хайден

 

Б ыотт

Багдад

Огайо (США)

Розита

 

Майами

 

(США)

 

(США)

(США)

(Канада)

 

(США)

Производительность по руде, тыс. т/сут

24,0

 

42

3,5

У

1,5

 

 

8,0

Содержание Си, % :

 

0,85—0,9

0,97— 1,6

0,7— 1,2

0,42

 

 

0,6—0,8

общей ..............................................

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

окисленной ......................................

 

0,27

0,18—0,21

0,2—0,3

 

0,13

 

0,4—0,5

Выщелачивание:

 

Реактор

 

Реактор

3 реактора

3

реактора

Реакторы

3

реактора

аппарат (размеры, м ) .....................

 

продолжительность,

. . . . . .

( d - 12)

(7,8X3,6)

(d6,l)

 

(3X3 м)

(1,8Х 1,8 м)

(6,1X9,15)

1—2

 

1,5

 

0,5

 

3—5

расход кислоты, кг/т руды . . .

3,6

 

1,5

5,5—11,0

 

2,3—2,7

64

 

13,4

содержание Си в растворе, г/л

0,5— 1,25

 

 

0,45

6,0

 

1,7 -

p H .......................................................

 

2—2,2

 

 

1,2—2

2—2,5

 

1,7—2,3

Цементация:

 

Губчатое

 

Губчатое

Скрап

 

Скрап

Скрап-г губча-

 

Губчатое

осадитель . . ...................................

 

 

 

удельный расход F

e

железо

 

железо

1,5

 

2,5

тое железо

 

железо

2

 

 

(1,84+0,12)

 

4,65

продолжительность, мин ■. . . .

5

2

10

 

2

■ аппарат, (размеры, м ) .....................

1 реактор

реактора

Реактор

 

6 чанов

2 барабана

барабана

 

 

типа фло-

(d3,6)

 

(1,8X1,8)

(3,6X7,2)

(d2,7, А8,4>

Флотация основная:

 

томашины

 

 

 

 

 

 

 

 

 

18

 

 

 

25

 

плотность пульпы, % .................

 

 

 

р н ......................................................

мин . . . .

3,8—4,0

 

 

4,5

 

4,6

 

4,5—4,9

продолжительность,

13

 

8 ■

 

14

 

Вспениватель (расход, г / т ) .................

Сосновое

 

Сосновое

Крезол (23)

 

Аэрофлот

 

Сосновое

Собиратель (расход,'г/т) . . . . . .

масло

масло (10)

Минерек А

Минерек В

25 (5)

масло (20,6)

Минерек А

Минерек А

Минерек А

Минерек А

Извлечение Си из руды в концентрат,

 

 

(15)

(45)

.

(45)

(30)

 

(44)

 

 

82,0

>90

 

75

70,2

 

76—79

% ........................................................

 

84—89

 

 

 

Содержание Си в концентрате, % . .

27,2

 

30,0

33

 

25

65—68

 

32


Фабрит Хайден (шт. Аризона, США) [250, 375378}

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

ции схемы ВОФ

содержание меди в отвальных хвостах снизилось

с 0,42 до 0,19%

и удалось увеличить общее извлечение меди почти

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

 

 

Рцда

 

 

 

 

 

 

~т~

 

 

 

 

 

Измельчение

 

 

 

 

 

]

 

 

 

 

 

К л а с с и ф и к а ц и я

 

 

 

 

Основная флотация

 

 

 

j

 

 

\

 

 

Концентрат

 

 

Хвосты

 

Д о во д ка

 

в ы щ е л а ч и в а н и е

-СаО

Промпродуктот

Кондиционный

Пульпа

 

 

 

В оборот

концентрат

 

| f

-------------------

 

 

 

Сорбция

 

 

Н а сы щ е н н а я см о ла

Х вост ы

 

------ ----------------

*

 

 

 

Промывка

 

В отвал

 

Смола

Промывная вода

 

 

Г Г ~

 

I

 

 

 

Десорбция

 

В отвал

 

 

„ ir

 

 

 

 

Товарный регенерат

Сорбент

 

 

 

Выделение меди

 

 

 

Промывка

f

Медный

 

 

\

\

Обезмеженныа

Промывные Воды

Сорбент

раствор

продукт

 

 

 

\___

Приготовление ^ Cfp°-

 

 

 

 

 

 

кислого^ раствора________

 

 

 

 

 

 

Рнс. 62. Принципиальная

технологическая

схема переработки

смешанных руд

с использованием сорбционной технологии

 

 

 

 

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