автореферат диссертации по металлургии, 05.16.03, диссертация на тему:Физико-химические исследования и разработка технологии автогенной плавки пиритных концентратов с целью повышения извлечения ценных компонентов

15 ОД

I и На правах рукописи

; - 5 Г Экз. № ?3

ГАЛУЩЕНКО Виталий Владимирович

ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ АВТОГЕННОЙ ПЛАВКИ ПИРИТНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ С ЦЕЛЬЮ ПОВЫШЕНИЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦЕННЫХ КОМПОНЕНТОВ

Специальность 05.16.03 "Металлургия цветных и редких металлов"

Автореферат

диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва -1998

Работа выполнена в Государственном научном центре Российской Ф дерации - Государственный научно-исследовательский институт цветнь металлов (ГНЦ РФ "Гинцветмет").

Научный руководитель

- доктор технических наук Тарасов А.В.

Официальные оппоненты

- доктор технических наук Манцевич Н.М.

- кандидат техн.наук доцент Федоров А.Н.

Ведущее предприятие

- ОАО "Институт Гипроцветмет"

Защита состоится" ¿Г" ¿¿Iй/МПО. 1998 г. в . часов на заседаш диссертационного совета Д139.05'.01 в Государственном научно-исследов тельском институте цветных металлов "Гинцветмет" по адресу: 12951 г.Москва, ул.Академика Королева, 13, тел. 215-39-82.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Гинцветмета. Автореферат разослан 998 г.

Ученый секретарь диссертационного совета

Г.А.Нелидова

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность. При обогащении колчеданных и полиметаллических руд в пиритные концентраты переходит 55-75% серы, 10-15% меди, 10-20% цинка, 50-80% золота, свыше 60% серебра, 60-80% редких и рассеянных элементов. Действующая в России схема переработки пиритов на химических заводах предусматривает извлечение 95-98% серы и от 10 до 60% селена. Все остальные элементы остаются в огарках, которые практически не находят применения. Низкое содержание цветных металлов в пиритных концентратах определяет малую эффективность технологий, традиционных для металлургии тяжелых цветных металлов. Предлагаемые альтернативные методы извлечения цветных металлов из пиритных огарков (хлорирующий обжиг, хлоридовозгонка и др.) не находят широкого практического применения ввиду недостаточной эффективности и сложности их реализации для сырья, представленного широким диапазоном составов. Поэтому проблема разработки эффективного способа комплексного извлечения ценных составляющих из пиритных концентратов и огарков является актуальной.

Аналогичная ситуация складывается и в металлургии золота. Возрастает доля упорных золотосодержащих руд в общем балансе сырьевых источников золота. Эффективность традиционных золотоизвлекающих технологий применительно к упорным золотосодержащим рудам и концентратам весьма невысока. Поскольку большинство из перерабатываемых упорных руд представлено сульфидами, в основном пиритами и арсенопиритами, то разрабатываемые технологические схемы комплексной переработки рядовых пиритов оказываются актуальными для более эффективного извлечения благородных металлов из упорных золотосодержащих сульфидных концентратов.

Работа выполнялась в соответствии с общероссийской научно-технической программой 0.09.05 "Создать и освоить новые эффективные технологические процессы и оборудование для комплексной переработки руд и концентратов".

Цель работы - исследование распределения меди, золота и серебра в штейно-шлаковых системах применительно к условиям автогенной плавки пиритных золотосодержащих концентратов и разработка на основе полученных данных новых технологических режимов плавки, обеспечивающих максимальную эффективность извлечения цветных и благородных металлов.

Методы исследования. Для решения поставленных задач использованы следующие методы исследования: химический и физико-химический анализ, газовая хроматография, методы математической статистики и анализа.

Научная новизна. В результате обработки литературных данных впервые прослежена зависимость коэффициента активности меди от парциального давления серы и металлизации расплава. Показано, что в системе Си-Ре-Б коэффициент активности меди растет с увеличением металлизации штейна.

На основании проведенных исследований термодинамического равновесия в системе "штейн - железосиликатный шлак - газ" в области с низким содержанием меди в штейнах впервые получены зависимости коэффициентов распределения меди, золота и серебра между штейном и шлаком в широком диапазоне парциальных давлений кислорода и серы.

Рассчитаны активности и коэффициенты активности компонентов штейно-шлаковой системы Ре-Б-О-ЗЮг.

Предложена математическая модель процесса плавки пиритных концентратов, адекватность модели проверена экспериментально. Разработаны режимы плавки пиритных концентратов и обеднения шлаков.

Теоретически обоснован и экспериментально подтвержден технологический предел допустимого обогащения штейна, при котором степень сокращения, равная отношению содержания меди в штейне к ее содержанию в концентрате, не должна быть больше 10. Установлены зависимости снижения температуры штейна по отношению к шлаку от производительности агрегата и степени сокращения при плавке.

Практическая значимость и реализация результатов работы заключается в разработке технологических режимов автогенной плавки золотосодержащих пиритных концентратов, обеспечивающих наиболее полное извлечение ценных компонентов, создании математической модели автогенной плавки пиритного сырья. Результаты диссертационной работы использованы при разработке технологического регламента для проектирования технологии переработки руд и концентратов месторождения "Сухой Лог", технологического регламента на разработку проекта металлургического комплекса по переработке золотосодержащих концентратов месторождения "Талдыбулак Левобережный", вошли в состав двух регламентов на проектирование опытно-промышленных комплексов автогенной плавки и лицензионного контракта с Кубой.

На защиту выносятся:

- экспериментальные данные по изучению термодинамического равновесия между фазами в системе "штейн - шлак - газ" в области, характеризуемой низкими содержаниями меди, и данные по распределению меди, золота и серебра между штейном и шлаком в процессе плавки;

- математическая модель плавки пиритных концентратов, адаптированная к разным режимам ведения процесса;

- режимы плавки, обеспечивающие максимальную эффективность извлечения ценных составляющих при переработке пиритного сырья.

Публикации. По материалам диссертации имеется 10 печатных работ, получено одно авторское свидетельство.

Объем работы. Диссертация состоит из введения, шести глав, общих выводов, списка использованной литературы (150 наименований) и приложений. Диссертация содержит 110 страниц текста, 17 рисунков, 13 таблиц.

Апробация работы. Основные положения и отдельные результаты диссертационной работы доложены на 1-й Всесоюзной научно-технической конференции "Эффективность внедрения автогенных процессов в производстве тяжелых цветных металлов", Москва, 1988 г. и конференции,посвященной 60-летию института "Унипромедь",Свердловск, 1990г.

СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ 1. Способы комплексной переработки пиритных концентратов.

Технологические схемы комплексной переработки пиритов, как правило, базируются на операции окислительного обжига концентратов с целью извлечения максимального количества серы. После обжига пирит-ного концентрата из образовавшегося огарка извлекают цветные и благородные металлы. В остатке стремятся получить железосодержащий продукт, годный для дальнейшей переработки методами черной металлургии. В нашей стране и за рубежом было предложено и внедрено несколько технологий извлечения цветных металлов из пиритных огарков: хлорирующий обжиг, сульфатизирующий обжиг пиритов, хлоридовозгоночный обжиг пиритных огарков и др. Наиболее перспективным способом переработки пиритных огарков является технология хлоридовозгонки, которая обеспечивает высокое извлечение цветных и благородных металлов (8090%), хорошее качество остающегося после хлоридовозгонки огарка. Однако высокая стоимость технологии, чувствительность процесса к качеству перерабатываемого сырья не позволяют применять данную технологию к широкому кругу получаемых концентратов.

При переработке золотосодержащих сульфидных концентратов ставится цель максимального извлечения из них благородных металлов. Наиболее выгодна экономически попутная переработка упорных золотосодержащих пиритов на действующих крупных медеплавильных заводах при небольших объемах этой переработки. Однако чрезмерные добавки пиритных концентратов ухудшают показатели процесса переработки основного, медного сырья и затрудняют функционирование всей технологической схемы.

Закономерным результатом увеличения объемов производства пирит-ных концентратов и упорных золотосодержащих пиритов является выделение пиритов из общей схемы медного производства и их переработка по аналогичной схеме, включающей плавку концентратов на штейн, переработку штейна, утилизацию сернистых газов. При условии комплексного извлечения всех ценных составляющих переработка рядовых пиритных концентратов по способу плавки становится вполне конкурентноспособ-ной с высокотемпературной хлоридовозгонкой. Экономическая эффективность плавки упорных золотосодержащих пиритов сравнима, а в ряде случаев и превышает эффективность традиционных схем "обжиг - выщелачивание", автоклавного выщелачивания. Неоднократно проводившиеся опытно-промышленные испытания плавки сырых и обожженных упорных золотосодержащих концентратов подтвердили высокую надежность этой технологии по извлечению золота и серебра при переработке сульфидного сырья различного состава. Использование для плавки пиритных концентратов высокоэффективных автогенных технологий значительно повышает перспективы этого способа переработке пиритов. Вместе с тем, отсутствие систематических исследований извлекающей способности бедных штейнов, недостаточная отработанность режимов плавки сдерживают промышленное внедрение процесса.

Отсюда, задачей настоящих исследований является:

- изучение извлекающей способности бедных штейнов по отношению к меди, золоту и серебру в широком диапазоне серного и кислородного потенциалов;

- математическое моделирование процессов, протекающих при автогенной плавке пиритных концентратов;

- определение оптимальных режимов плавки, обеспечивающих максимальную эффективность процесса.

2. Поведение химических элементов при плавке пиритных концентратов

По имеющимся литературным данным было рассмотрено поведение компонентов штейновой и шлаковой фаз в зависимости от условий термодинамического равновесия с целью определения параметров штейно-шлаковой системы, при которых с наибольшей эффективностью будет осуществляться процесс высокотемпературного экстрагирования меди и благородных металлов.

Сульфиды, являющиеся структурной основной штейновой фазы, определяют извлекающую способность штейнов. Коэффициент активности меди в штейне в значительной степени определяет величину коэффициента распределения меди между штейном и шлаком. Действительно, при условии термодинамического равновесия в системе формула для расчета коэффициента распределения меди имеет вид:

L

ш m ./ ш л . Си

(Си)шя. _ NJZ^Líl

у г"' ■ М

/Си J ш т

у - ■ М

/Си ш л

где Мшт Мшь - сумма молей компонентов штейна и шлака.

Из формулы следует, что при прочих постоянных условиях увеличение коэффициента активности меди в штейне приведет к соответствующему снижению коэффициента распределения меди между штейном и шлаком. В работе был произведен перерасчет активности и коэффициента активности меди по имеющимся опубликованным экспериментальным данным для тройной системы Cu-Fe-S. Расчет активности меди проводили методом интегрирования уравнения Гиббса-Дюгема. Расчеты показали, что увеличение температуры приводит к повышению коэффициента активности меди во всем исследованном диапазоне серного потенциала. При увеличении парциального давления серы, начиная от границы насыщения расплава у-железом, коэффициент активности резко снижается, затем, по мере увеличения серного потенциала, кривая зависимости выполаживается, стремясь к постоянной величине. В данном случае на коэффициент активности меди влияет изменение структуры расплава. По-видимому, главную роль здесь играет металлизация штейна, увеличение числа связей Fe-Fe в сульфидном расплаве при соответствующем снижении парциального давления серы.

Если выводы, сделанные при анализе тройной системы Cu-Fe-S, развить на штейно-шлаковую систему, то с большой долей уверенности можно утверждать, что металлизация штейна, характерная для восстановительных режимов плавки или обеднения шлаков, приведет к снижению коэффициента распределения меди и увеличению потерь меди со шлаками.

Также по литературным данным были вычислены коэффициенты активности золота и серебра в двухфазной системе Me-Cu-Fe-S. Расчеты показали, что коэффициент активности золота растет, а серебра снижается с повышением температуры. При увеличении содержания железа в системе увеличивается металлизация штейна. При этом коэффициент активности серебра в штейне увеличивается, а коэффициент активности золота имеет тенденцию к снижению.

Отсутствие надежных данных по коэффициентам распределения меди, золота и серебра между бедными по меди штейнами и шлаками не позволяет сделать однозначный вывод об эффективности процесса высокотемпературного экстрагирования цветных и благородных металлов железистыми штейнами. Необходимо экспериментально определить реальные коэффициенты распределения меди, золота и серебра между бедными штейнами и железосиликатными шлаками в зависимости от условий плавки.

3. Методы исследований оксисульфидных систем и выбор методики экспериментов

Известно несколько способов определения активностей кислорода и серы в оксисульфидных системах. К ним относятся: метод измерения величины концентрационной э.д.с., модифицированный метод Кнудсена, расчет парциальных давлений кислорода и серы по составу газовой фазы и некоторые другие.

В результате анализа возможностей различных экспериментальных методик применительно к исследованию пятикомпонентной системы Cu-Fe-S-0-Si02, учитывая особенности этой системы в области с низкими содержаниями меди, была выбрана статическая методика проведения экспериментов, предусматривающая регулировку давления и отбор проб газовой фазы в ходе опыта. Для устранения путей образования штейновой взвеси в шлаке был использован метод сдвоенных тиглей. Газовая атмосфера устанавливалась в соответствие с составом штейна, предварительно переплавленного с добавками железа и магнетита под слоем синтетического шлака. Состав газовой фазы определяли на газовом хроматографе. В опытах, проводимых при низких парциальных давлениях сернистого ангидрида (<0,01%), серный потенциал системы определяли по содержанию серы в серебряном геттере.

4. Исследование термодинамического равновесия в системе "штейн - шлак - газ" с низким содержанием меди

Железосиликатные шлаки готовили сплавлением шихты из оксида железа (II) марки "Ч" и двуокиси кремния марки "Ч" в железных тиглях. Приготовленный шлак имел состав: SiCh - 28,7%, FeO - 55,2%, Fe3+ - 1,84%.

Магнетит получали прокаливанием оксида железа (III) марки "ОСЧ 2-4" в атмосфере аргона при 1573К. Состав полученного магнетита: Fe-72,1%, Fe3+ - 51,22%.

Исходные штейны синтезировали из элементов качества "ОСЧ" и переплавляли в кварцевых ампулах с добавками золота и серебра. Химический состав полученных штейнов приведен в табл. 1.

Чтобы задать для каждого опыта определенный серный и кислородный потенциал в системе, в исходные синтетические штейны добавляли карбонильное железо или синтетический магнетит в количестве, определяемом опытным путем. Штейны с добавками переплавляли в кварцевых тиглях под слоем синтетического шлака при соотношении штейна к шлаку - 1:2. При температуре 1523К выдержка составляла 2 часа. Исходный синтетический шлак флюсовали кремнеземом до содержания Si02 - 37%. Подготовленный таким образом штейн использовали в основных сериях опытов.

Таблица 1.

Химический состав синтетических штейнов

Штейны Химический состав,%

Си Ие Б Аи, г/т Ag, г/т

Штейн 1 0 62,2 37,8 1528 1570

Штейн 2 1,47 61,0 37,1 1520 1560

Штейн 3 4,25 58,8 36,5 1500 1538

Штейн 4 8,6 55,5 35,3 1475 1507

Штейн 5 13,3 51,7 34,5 1443 1472

Штейн 6 19,3 47,1 33,1 1405 1430

Продолжительность экспериментов определяли по насыщению серой серебряного геттера в серии калибровочных опытов. По результатам этих опытов длительность экспериментов приняли равной 12 часам. Эксперименты по изучению равновесия между компонентами системы "бедный штейн - железосиликатный шлак - газ" проводили по статической методике при постоянной температуре 1523К. Экспериментальная установка включала силитовую печь с автоматической регулировкой температуры, кварцевый реактор, соединенный через вакуумные краны с вакуумной системой и системой подготовки газов, систему для хроматографиче-ского анализа газов. Было проведено шесть серий опытов при следующих содержаниях меди в штейнах, %: 0, 1,3,6, 10, 15. В каждой серии равновесное парциальное давление кислорода варьировалось в пределах от 10-12 атм (при насыщении у-железом) до 10 8 атм (РХ02 < 1 атм).

По результатам экспериментов были определены коэффициенты распределения меди, золота и серебра. Зависимости этих коэффициентов от кислородного потенциала и содержания меди в штейне приведены на рис. 1, 2 и 3. Анализ представленных зависимостей показывает резкое различие в поведении меди и серебра с одной стороны и золота с другой. Коэффициент распределения золота (рис.2) в значительной степени определяется металлизацией штейна и принимает максимальное значение на границе насыщения расплава у-железом. Влияние меди на поведение золота выражено слабее, рост содержания меди в штейне приводит к увеличению коэффициента распределения золота во всем изученном диапазоне парциальных давлений кислорода и серы.

Зависимость коэффициента распределения меди от кислородного потенциала и содержания меди в штейне.

110

т--г

-12.5 -11.5 -10.5 -9.5 -8.5

Рис. 1. Ъ™2

Содержание меди в штейне: 1-1%; 2-3%; 3 - 6%; 4 - 10%; 5 - 15%.

Зависимость коэффициента распределения золота от кислородного потенциала и содержания меди в штейне.

Рис. 2. \gP02

Содержание меди в штейне:

1 - 0%; 2-1%; 3 - 3%: 4 - 6%; 5 - 10%; 6 - 15%.

Зависимость коэффициента распределения серебра от кислородного потенциала и содержания меди в штейне.

п--1--г

-12.5 -11.5 -10.5 Рис. 3. ^Р02

Содержание меди в штейне: 1 - 0%: 2-1%: 3 - 3%; 4 - 6%:

5 - 10%: 6

15%.

Зависимости коэффициентов активности магнетита и КеЭ в штейне и шлаке от кислородного потенциала

„ 20

Ен О О

к

я 8

А

ь я

Ч>

3

я

•В-

#

о о

10

0

-12.5 Рис. 4.

--___5

4"

\

.3

-11.5 -10.5 -9.5 -8.5

\gP02

1 - Ге304шт.; 2 - ГеБшт.; 3 - Ре304шл.; 4 - РеБшл.

В отличие от золота коэффициенты распределения меди и серебра на границе насыщения системы у-железом принимают свое наименьшее значение в исследованном интервале кислородного и серного потенциалов. При увеличении кислородного потенциала коэффициенты распределения меди и серебра плавно растут, достигая максимума в области значений

= — 1 о -10,5. Дальнейшее увеличение кислородного потенциала приводит к снижению коэффициента распределения меди. По распределению серебра такого однозначного вывода сделать нельзя. Показанные зависимости коэффициентов распределения меди и серебра, связаны с изменением составов продуктов плавок. При низких парциальных давлениях кислорода металлизация бедных штейнов достигает ощутимых величин. Как следует из выполненных ранее расчетов, металлическое железо, растворенное в сульфидной фазе, увеличивает коэффициенты активностей меди и серебра в металлизированном штейне и, таким образом, снижает коэффициенты распределения этих металлов между штейном и шлаком. Увеличение парциального давления кислорода от железной границы приводит к уменьшению металлизации штейна, снижению коэффициентов активности меди и серебра и соответствующему росту коэффициентов распределения этих металлов. Увеличение кислородного потенциала системы сопровождается также увеличением содержания магнетита в шлаке и оксидов железа в штейне. Предварительный расчет показал, что в штейно-шлаковых системах с фиксированным содержанием меди в штейне при относительно высоких значениях кислородного потенциала коэффициент активности меди в штейне изменяется незначительно. В то же время из литературных источников известно, что рост содержания магнетита в железосиликатных шлаках приводит к снижению коэффициента активности меди в шлаке. Это в конечном итоге и определяет уменьшение коэффициента распределения меди с ростом кислородного потенциала системы.

Чтобы избежать погрешностей, вызванных колебаниями содержания меди в штейне, при расчете активностей серо- и кислородсодержащих соединений железа в штейно-шлаковой системе была выбрана четырехкомпо-нентная система Ре-З-О-БЮг на границе насыщения кремнеземом. Для расчета использовали данные, полученные в первой серии опытов. Результаты расчетов показали, что с ростом парциального давления кислорода активность железа плавно снижается практически до нуля, активноть РеО меняется мало, оставаясь в пределах 0,25-0,3, активность магнетита монотонно увеличивается. При этом активность магнетита остается на довольно низком уровне - ее максимальное значение лишь ненамного превышает величину 0,1. График зависимости активности РеБ от кислородного потенциала имеет четко выраженный максимум, лежащий в интервале \gP02 =-Юч--9,5. В точке максимума активность сульфида железа достигает величины 0,88. На рис. 4 приведены коэффициенты активности сульфида железа и магнетита в штейне и шлаке в зависимости от кислородного потенциала системы. Установлено, что коэффициент активности РеБ в штей-

не снижается при уменьшении металлизации расплава и затем снова возрастает при увеличении в штейне содержания оксидов железа. Коэффициент активности, обозначающий сродство сульфида железа к данной фазе, определяет наличие экстремальной зависимости содержания сульфида железа, а значит, и серы от кислородного потенциала. Коэффициент активности РеБ в шлаке непрерывно и довольно сильно убывает с ростом кислородного потенциала. Это обеспечивает монотонный рост содержания серы в шлаке. Интенсивное увеличение сродства сульфида железа к шлаковому расплаву может определяться рядом причин, в том числе и снижением содержания кремнезема в шлаке. Интересно отметить, что коэффициент активности магнетита в штейне также имеет минимум при величине кислородного потенциала около -11, то есть при содержании серы в штейне близком к максимальному. Кривая зависимости коэффициента активности магнетита в шлаке растет быстрее, чем такая же зависимость для штейна, что свидетельствует о большем сродстве магнетита к железистому штейну и более быстром насыщении штейна магнетитом при высоком кислородном потенциале системы.

5. Практическая реализация технологии автогенной плавки пиритных концентратов

Окислительная плавка пиритных концентратов с получением бедных штейнов имеет особенности, отличающие ее от плавки обычных медных продуктов. При работе на бедные штейны даже многократное изменение в них содержания цветных металлов не отражается сколько-нибудь заметно на равновесных кислородном и серном потенциалах системы. Увеличение содержание меди в штейнах (до определенного предела) практически не влияет на состав шлака, а распределение меди и благородных металлов между штейном и шлаком даже улучшается. Однако, увеличение содержания меди в штейне при плавке пиритного сырья постоянного состава сопровождается резким снижением выхода штейна при некотором росте выхода шлака. В этом случае возрастают абсолютные потери цветных металлов в шлаке. Таким образом, извлечение меди и благородных металлов в штейн при плавке пиритных концентратов определяется выходом продуктов плавки.

Чтобы более точно оценить извлечение цветных и благородных металлов, были рассчитаны материальные балансы плавок пиритного сырья постоянного состава, отличающиеся относительными выходами штейна и шлака. В качестве базовой модели для расчета материальных балансов была принята технология плавки Ванюкова. Главным для нас в этой модели являлось то, что шлак находится в состоянии равновесия с донным штейном, поэтому для расчета растворимости меди и благородных металлов можно использовать данные, полученные в лабораторных экспериментах. По данным, соответствующим максимальному окислительному потенциалу в каждой серии опытов, были построены регрессионные уравнения за-

висимостей коэффициентов распределения меди, золота и серебра от с( держания меди в штейне:

ЬСи = 32,9 + е(°0647!с"]+з,оо97).

ЬЛи = 15?0 + £(0,0289 'С"'~4,377);

Ь^ =69,94 + 2,2095-[Си].

В качестве исходного сырья для расчета балансов был взят пиритный ког центрат Учалинского ГОКа следующего состава, %: Си - 0,23; 2п - 0,67; ¥ - 37,8; Б - 24,1; БЮ2 - 7,2; Аи - 1,2 г/т; Ад - 13,4 г/т. Были введены следующи допущения:

- содержание кремнезема в шлаке - 35%;

- пылевынос -1,5% от веса шихты;

- содержание штейновой взвеси в шлаке - 0,5% от веса шлака.

Соотношение выходов штейна и шлака задавалось, величин

варьировалась в пределах 0,04-0,6.

Результаты расчетов модельных материальных балансов показали, чт нормальный ход процесса плавки, при котором извлечение меди и благе родных металлов не опускается ниже 80%, сохраняется, если степень сс крашения при плавке, равная отношению содержания меди в штейне к е содержанию в концентрате, не поднимается выше 8-10 (отношение штейн к шлаку при этом около 0,1). Выявлено, что превышение этого предел приводит к резкому снижению извлечения металлов вплоть до такого сс стояния, при котором нарушается разделение продуктов плавки и донны, штейн не выделяется. Расчетные зависимости подтверждаются результата ми полупромышленных испытаний плавки пиритных концентратов, прс веденных на установке ПВ ОЭМЗ в г.Рязани в 1984-1988 годах.

При плавке богатых золотосодержащих пиритных концентратов мс жет возникнуть необходимость обеднения полученных шлаков. Пироме таллургическое обеднение шлаков в электротермической печи проводите как с добавлением извлекающей фазы, источником которой обычно сл> жит пиритный концентрат, так и без добавления - простым отстаивание! шлака. Обеднение обычно проводится в восстановительных условиях, чт способствует металлизации донного штейна. Особенно это касается oe.ii ных штейнов, которые очень легко насыщаются железом. Чтобы уточнит закономерности извлечения меди и благородных металлов при обеднени] шлаков, была выполнена серия расчетов модельных материальных балан сов процесса восстановительного обеднения шлаков. Расчеты проводил! для железосиликатных шлаков, полученных в результате плавки пиритны: концентратов Учалинского ГОКа. В качестве сульфидизатора использо вался исходный пиритный концентрат. Металлизация донного штейна принятая в расчетах, составляла 25%. Были построены регрессионны уравнения, связывающие коэффициенты распределения меди, золота и се ребра с составом штейна в области, ограниченной величинами окисли

тельного потенциала от -12,1 до -11,3. В качестве исходных данных использовали результаты лабораторных опытов, проведенных в указанном диапазоне. Регрессионные уравнения зависимостей коэффициентов распределения меди, золота и серебра имеют вид:

1Си = 16,6728+0,9782-[См];

ЬАи = -221,679 + 41,6293 • (7*е0];

ЬАг = 30,2672+1,2117-[См];

где [Си] и [Л°] - содержания меди и металлического железа в штейне.

Модельные расчеты процесса обеднения показали, что извлечение золота во всем исследованном диапазоне существенно выше, чем извлечения меди и серебра, а извлечение серебра, в свою очередь, несколько выше, чем меди. Результаты полупромышленных испытаний плавки пиритного золотосодержащего концентрата месторождения "Сухой Лог" и обеднения полученных шлаков на опытной установке ОМТЭ п.Ингичка соответствуют расчетным данным. На рис. 5 представлены зависимости извлечений меди, золота и серебра от величины отношения выхода штейна к выходу шлака для восстановительного и окислительного режима плавки. Установлено, что извлечение золота существенно возрастает при проведении плавки в восстановительных условиях, то есть при получении металлизированных штейнов, и лишь незначительно уменьшается при снижении выхода извлекающей фазы. Извлечение меди при снижении выхода штейна в восстановительных условиях падает быстрее, чем в окислительном режиме. Извлечение серебра и в восстановительных, и в окислительных условиях находится примерно на одном уровне, чуть быстрее снижаясь при работе на металлизированные штейны.

Таким образом, выбор режима обеднения шлаков сводится к вопросу об экономической целесообразности извлечения того или иного компонента. Шлаки от плавки золотосодержащих концентратов с преобладающим содержанием золота (в стоимостном выражении), очевидно, следует обеднять в сильно восстановительных условиях, переводя золото в металлизированные штейны. Обеднение шлаков, содержащих преимущественно медь и серебро, предпочтительно проводить в нейтральных или слабоокислительных условиях. Такие условия можно организовать, например, продувая шлаковый расплав кислородсодержащим дутьем в режиме, который обеспечивает низкую степень сокращения пиритного концентрата, подаваемого в небольших количествах в качестве источника извлекающей фазы. Этот режим дает значительную экономию энергетических ресурсов, поскольку в нем используется тепло сгорания сульфидов.

Различия тепловых свойств расплавленных силикатов и сульфидов определяют существование разницы температур штейнового и шлакового расплавов при плавке сульфидных концентратов. При постоянной температуре шлака и постоянной величине теплопотерь через кладку температу-

ра штейна будет определяться количеством штейна, образующегося при плавке. И, если при плавке обычных сульфидных концентратов выход штейна меняется незначительно, то при автогенной плавке пиритных концентратов выход штейна может меняться в несколько раз. Следовательно температура штейна при плавке пиритного сырья определяется производительностью плавильного процесса и степенью сокращения при плавке.

Чтобы оценить относительное снижение температуры штейна в зависимости от параметров плавки были выполнены расчеты тепловых балансов плавки учалинских пиритных концентратов в печи ПВ. Процесс Ваню-кова был выбран для расчета модельных балансов, поскольку он позволяет регулировать производительность плавильного агрегата в очень широких пределах. Для расчета были приняты следующие параметры:

- площадь рабочего сечения печи в области фурм - 20 м2;

- удельные теплопотери через стенки печи - 5000 ккал/м2-час;

- удельные теплопотери через подину - 2000 ккал/м2-час. Производительность печи варьировалась от 40 до 100 т/м2 сутки.

Результаты расчетов приведены на рис. 6. Показано, что разность температур между шлаком и штейном значительно возрастает с увеличением степени сокращения при плавке. В то же время увеличение производительности несколько снижает разность температур между штейном и шлаком, особенно это проявляется при высоких степенях сокращения. Само по себе некоторое снижение температуры штейна допустимо, так как штейн является более легкоплавкой фазой, чем железосиликатный шлак. Однако переохлаждение шлака на границе со штейном может затруднить нормальное разделение фаз при плавке, увеличить механические потери меди и благородных металлов со штейновой взвесью в шлаке и вызвать другие технологические проблемы. Ввиду этого не следует допускать снижения температуры штейна по сравнению со шлаком более чем на 100°С. Как видно из рисунка, разность температур может превысить указанный предел при плавке с производительностью 40 т/м2-сутки при степени сокращения выше 8. Увеличение производительности печи позволяет поднять допустимую степень сокращения при плавке до 10-12. Таким образом, верхняя граница увеличения степени сокращения при плавке, установленная по критерию извлечения меди и благородных металлов и равная 8-10, еще раз подтверждается особенностями тепловой тепловой работы печи при автогенной плавке пиритных концентратов.

6. Опытно-промышленные испытания плавки пиритных концентратов

Опытно-промышленные испытания плавки пиритных концентратов на печи ПВ проводились в г.Рязани на опытно-экспериментальном металлургическом заводе Гинцветмета (РОЭМЗ) начиная с 1984 г. Установка ПВ РОЭМЗа включала: печь, электроотстойник, узлы загрузки, системы охлаждения, воздухо-, газо-, кислородо- и пароснабжения, газоудаления и

Зависимость извлечения меди, золота и серебра в штейн от отношения выходов штейна и щлака при окислительном и восстановительном режимах обеднения.

О 0.1 0.2 0.3 0.4 Рис. 5. . 9шт./С}шл.

Извлечения металлов при окислительном (1. 2, 3) и восстановителльном (4, 5, 6) режимах: 1, 4 - медь; 2, 5 — золото; 3, 6 — серебро..

Зависимость снижения температуры штейна от степени сокращения при плавке и удельной производительности печи.

350

Рис. 6.

т-1-1-г

8 10 12 14 Степень сокращения

Удельная производительность печи, т/м2..сутки: 1-40; 2-50; 3 - 60; 4-80; 5 - 100.'

газоочистки, систему КИПиА. Печь ПВ представляла собой кессониро-ванную шахту, разделенную перегородкой на две зоны. Загрузка шихты проводилась сверху на поверхность ванны расплава в окислительно-плавильной зоне печи. Шлак непрерывно отводился через сифон в электроотстойник, штейн периодически выпускался через шпур. Площадь плавильной зоны печи составляла 0,7 м2, зона была оборудована тремя газо-воздухо-кислородными фурмами. Площадь электроотстойника составляла 2,47 м2.

В марте-апреле 1984 г. на печи ПВ РОЭМЗа проводились испытания плавки пиритного концентрата Учалинского ГОКа, имеющего состав, %: Си - 0,23; Ъп - 0,67; Ре - 37,8; Б - 24,1; 8102 - 7,2; Аи - 1,2 г/т; - 13,4 г/т. Были испытаны самостоятельная плавка пиритного концентрата и плавка его в смеси с пиритным огарком. На первом этапе при начальном режиме плавки на штейны, содержащие 5% меди (степень сокращения около 20), был получен низкий выход штейна (менее 4%) и низкое извлечение меди, золота и серебра в штейн (ниже 50%). В дальнейшем содержание меди в штейнах было уменьшено до 1,4-2,2%. В результате первого этапа испытаний были получены штейны со средним содержанием меди 1,37%. Извлечение меди, золота и серебра в штейн составило, соответственно, 79,1; 81,1 и 77,0%. Средняя производительность по шихте составила 73-75 т/м2-сут. На втором этапе были получены штейны, содержащие в среднем 2,18% меди. Извлечение меди, золота и серебра в штейн при этом составило 77,0; 81,8 и 74,3% соответственно. Испытания показали возможность совместной переработки пиритных концентратов в смеси с огарками с содержанием последних в шихте до 30% без дополнительного расхода топлива.

В 1988 г. на установке ПВ РОЭМЗа проведены испытания плавки Ле-ниногорского пиритного концентрата на железосиликатные и комбинированные шлаки. Пиритный концентрат имел следующий состав, %: Си -1,67; Ъп - 2,0; Ре - 33,0; Б - 36,5; БЮ2 - 14,3; Аи - 5,73 г/т; - 66,55 г/т. Увеличение содержания оксида кальция в шлаках на первых трех этапах испытаний с 16 до 28% привело к снижению извлечения меди с 72,3 до 66,7% при содержании меди в штейнах 8,1-8,3%. Аналогично менялось извлечение золота и серебра. На последнем этапе плавка велась без добавления кальцие-вистых флюсов с получением железосиликатных шлаков. При этом режиме среднее содержание меди в штейне составило 5,2%, извлечение меди, золота и серебра в штейн увеличилось до 91,4; 93,2 и 84,6% соответственно.

Таким образом, результаты полупромышленных испытаний плавки пиритов различного состава хорошо согласуются с данными, полученными в лабораторных исследованиях, и подтверждают адекватность разработанной математической модели процесса плавки пиритных концентратов.

ВЫВОДЫ

1. Проведенный в работе анализ существующих технологий комплексной переработки рядовых пиритных концентратов и упорных золотосодержащих пиритных концентратов показал, что процесс окислительной плавки по экономической эффективности не уступает другим способам переработки пиритов, а по своим адаптационным возможностям намного их превосходит.

2. В результате обработки литературных данных установлено, что в системе Си-Ёе-Б коэффициент активности меди растет при снижении парциального давления серы. Коэффициент активности золота снижается , а серебра возрастает при увеличении металлизации штейнов. Показано, что коэффициент распределения меди между бедным штейном и шлаком при расслаивании пятикомпонентной системы Си-Ре-З-О-БЮг растет с увеличением парциального давления кислорода.

3. Для уточнения закономерностей распределения меди, золота и серебра в зависимости от условий плавки проведены эксперименты по изучению равновесия между штейном и железосиликатным шлаком, насыщенным кремнеземом, в широком диапазоне варьирования кислородного и серного потенциалов. В результате исследований установлено, что коэффициент распределения золота достигает максимума на границе насыщения расплава у-железом. Показано, что увеличение парциального давления кислорода приводит к снижению коэффициента распределения золота. При увеличении парциального давления кислорода от железной границы коэффициенты распределения меди и серебра растут, достигая максимума в диапазоне кислородных потенциалов -10-ъ-10,5. Дальнейшее увеличение кислородного потенциала приводит к снижению коэффициента распределения меди, распределение серебра при этом практически не меняется.

4. По данным лабораторных исследований рассчитаны активности и коэффициенты активностей компонентов штейна и шлака в рамках четвертой системы Си-Ре-Б-О-БЮг. Показано, что коэффициенты активностей сульфида железа и магнетита в штейне имеют минимум, определяющий максимальное содержание серы в шлаке. Коэффициент активности РеЗ в шлаке снижается с ростом кислородного потенциала, что приводит к улучшению связи сульфида железа со шлаковым расплавом и обеспечивает увеличение содержания серы в шлаке.

5. С использованием данных лабораторных исследований рассчитаны модельные материальные балансы плавки пиритных концентратов в печи ПВ для различных технологических режимов. В результате расчетов получено, что извлечения меди и благородных металлов в штейн снижаются с увеличением степени сокращения при плавке. Верхняя граница степени сокращения определена равной 8-10. Получено удовлетворительная сходимость результатов расчетов с полупромышленными данными. В результате расчетов получено, что при восстановительном обеднении шлаков извлечение меди и благородных металлов в штейн снижается при уменьшении

расхода пиритного концентрата как источника извлекающей фазы. При этом извлечение золота существенно выше извлечений меди и серебра во всем исследованном диапазоне. В результате сравнения эффективности окислительного и восстановительного режимов обеднения шлаков показано, что золото намного лучше извлекаются в металлизированные штейны, получаемые при восстановительных методах обеднения, извлечение меди выше при окислительном режиме обеднения, для серебра не выявлено существенных отличий в режимах.

6. Выполнены расчеты тепловых балансов плавки пиритных концентратов в печи ПВ для различных технологических режимов. В результате расчетов подтверждено, что при плавке температура штейна ниже, чем температура шлака. Разность температур между штейном и шлаком растет при увеличении степени сокращения при плавке и снижается с увеличением производительности печи. Верхняя граница степени сокращения определена равной 8-10. Минимальный расход пиритного концентрата на обеднение шлаков определен по этому же параметру равным 10-15% от веса шлака.

7. Проведены опытно-промышленные испытания плавки пиритных концентратов на установке ПВ РОЭМЗа, в ходе которых испытаны различные режимы ведения процесса. Экспериментально подтверждена высокая эффективность извлечения цветных и благородных металлов на выбранных технологических режимах. Полученные результаты согласуются с данными теоретических и лабораторных исследований.

Основное содержание диссертации отражено в работах:

1. Тарасов A.B., Багрова Т.А., Менерович Е.В., Галущенко В.В. Комплексное извлечение ценных составляющих из отходов и промпродуктов медно-цинкового производства.// Сб.научных трудов Гинцветмета. Комбинированные процессы в производстве тяжелых цветных металлов. - М., 1988.-С. 30-35.

2. Галущенко В.В. Исследование равновесия шлаков и бедных штейнов при различных парциальных давлениях кислорода и серы.// Тезисы докладов 1-й Всесоюзной научно-технической конференции. Эффективность внедрения автогенных процессов в производстве тяжелых цветных металлов. - М., 1988.

3. Галущенко В.В. Исследование распределения благородных металлов и меди между штейном и шлаком применительно к процессам переработки пиритных концентратов. // Тезисы докладов конференции, посвященной 60-летию института "Унипромедь". - Свердловск, 1990. - С.37-89.

4. Багрова Т.А., Галущенко В.В., Каплан В.А., Тарасов A.B. Активности компонентов в системе "медь - шлак - газовая фаза". // Цветные металлы. - 1991. - № 3. - С. 20-22.

5. Каплан В.А., Галущенко В.В., Вихлянцева A.B., Багрова Т.А. Активности компонентов в системе Cu-Fe-S-O. Н Цветные металлы. - 1991. -№11. -С. 10-12.

6. Галущенко В.В., Каплан В.А., Тарасов A.B., Багрова Т.А. Исследование равновесия в системе железистый штейн-шлак газовая фаза. II Сб.научных трудов Гинцветмета. Теория процессов производства тяжелых цветных металлов. - М., 1991.-С. 11-19.

7. Галущенко В.В., Тарасов A.B., Багрова Т.А., Генералов В.А. Применение процесса Ванюкова для плавки малосернистых золотосодержащих концентратов. // Цветные металлы. - 1992. - № 2. - С. 13-15.

8. Кожахметов С.М., Тарасов A.B., Генералов В.А., Багрова Т.А., Галущенко В.В. Переработка пиритных концентратов в печи Ванюкова. II Комплексное использование минерального сырья. - Алма-Ата: Гылымф, 1992.-№2.-С. 60-65.

9. Тарасов A.B., Багрова Т.А., Каплан В.А., Галущенко В.В. Совершенствование математической модели автогенной плавки сульфидного сырья. П Цветные металлы. - 1992. - № 7. - С. 15-16.

10. Галущенко В.В., Багрова Т.А., Тарасов A.B. Переработка пиритных золотосодержащих концентратов. // Сб.научных трудов Гинцветмета. Металлургические технологии при переработке руд и концентратов цветных металлов. - М., 1993. - С. 46-49.

11. A.c. 1542055. Способ управления процессом автогенной плавки медьсодержащих материалов. / Лодысева М.С., Каплан В.А., Беляевская Л.Л., Багрова Т.А., Тарасов A.B., Шурчков В.П., Гульдин В.И., Галущенко В.В. и др. - Заявл. 26.07.88.