автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Исследования и разработка технологии кучного выщелачивания медных и медно-цинковых руд

На правах рукописи

Халезов Борис Дмитриевич

ИССЛЕДОВАНИЯ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕДНЫХ И МЕДНО-ЦИНКОВЫХ РУД

Специальность 05.16.02 - Металлургия черных, цветных и редких металлов

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технически--------

00346521Э

Екатеринбург - 2009

003465219

Работа выполнена в ГУ Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук, Унипромедь, Гидроцветмет

Официальные оппоненты: доктор технических наук,

профессор Окунев Аркадий Иванович

доктор технических наук, профессор Арене Виктор Жанович

доктор химических наук, профессор Марков Вячеслав Филиппович

Ведущая организация Институт химии и технологии редких

элементов и минерального сырья им. И.В.Тананаева Кольского научного центра РАН

Защита состоится 24 апреля 2009 в 13.00 часов на заседании диссертационного совета Д 004.001.01 при ГУ Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук'по адресу: 620016, г. Екатеринбург, ул. Амундсена, 101.

С диссертацией можно ознакомиться в Центральной научной библиотеке УрО РАН.

Автореферат разослан « »_2009 года

Ученый секретарь диссертационного совета

Д 004.001.01 доктор технических наук Дмитриев А.Н,

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность проблемы.

За последние десятилетия произошло значительное истощение запасов богатых руд. Отсюда - необходимость поиска и внедрения новых способов производства металлов из нетрадиционных источников сырья. К таким источникам следует отнести окисленные, бедные сульфидные и богатые труднообогатимые руды цветных металлов. Некондиционные руды накапливаются в отвалах, а в недрах месторождений остаются в качестве горных потерь. Указанное сырье исчисляется многими миллиардами тонн, содержит десятки миллионов тонн цветных металлов.

Отвалы забалансовых и некондиционных руд, а также «отработанные» месторождения являются долговременным источником загрязнения окружающей среды за счет самопроизвольного выщелачивания из них меди, цинка, свинца, молибдена, мышьяка и других металлов. Наиболее рациональный по нашему мнению способ избавить от пагубного влияния таких объектов на окружающую среду - это интенсифицировать естественный процесс выщелачивания путем организации кучного и подземного выщелачивания (КВ и ПВ). Только после принудительного выщелачивания можно рекультивировать отвалы и консервировать рудники.

В ведении предприятий и геологоразведочных организаций имеются сотни разведанных месторождений, которые не отрабатываются по различным причинам: повышенная окисленностъ рудных минералов, низкое содержание полезных компонентов, сложные горно-технические условия, маломощность месторождений и т.д. По тем же причинам тысячи месторождений и рудопрояв-лений оставлены на стадии поисковых геологоразведочных работ. Значительная часть перечисленных рудоносных объектов представляет практический интерес для разработки их геотехнологией, т. к. критерии пригодности вышеуказанных объектов для эксплуатации КВ и ПВ принципиально иные, нежели для разработки их традиционными способами.

Представленная работа в определенной мере решает указанные задачи.

Цель работы.

1. Изучить сырьевую базу и вещественный состав медных и медно-цинковых руд, кинетику растворения основных медных и цинковых минералов и на основании полученных данных разработать оптимальные режимы выщелачивания основных ценных составляющих из различных генетических типов ру-

, Ды-

2. Усовершенствовать существующие и разработать новые способы наиболее полного извлечения меди и цинка из растворов выщелачивания руд с получением качественных конечных продуктов.

3. Разработать, испытать и внедрить экологически наиболее совершенные технологические схемы кучного выщелачивания Забалансовых и балансовых труднообогатимых руд.

4. В результате обобщения опыта исследований и промышленных испытаний технологических схем разработать критерии пригодности руд различных типов месторождений для переработки их кучным выщелачиванием.

Научная новизна.

1. Разработаны критерии предварительной оценки благоприятности руд к выщелачиванию изучением вещественного состава руд.

2. Методом вращающегося диска изучена кинетика растворения основных

з

медных и цинковых минералов. Определен диффузионный режим растворения изучаемых минералов в водных растворах серной кислоты. Предложены методы интенсификации растворения минералов.

Полученные данные были использованы при технологических исследованиях выщелачивания руд и научного объяснения полученных результатов.

3. Впервые с применением метода матричного планирования экспериментов разработан способ последовательного изменения режимов выщелачивания рудного сырья (КВ) по кислотности выщелачивающих растворов (г дм'3), плотности орошения (отношение объёма выщелачивающего раствора к весу орошаемой руды (дм /т) и паузе между орошениями (т, сут), позволяющий оптимизировать процесс перевода металлов в раствор с целью получения минимального расхода реагентов, получения кондиционных продукционных растворов (Со, >0,5 г-дм"3) при максимально возможных при этом темпах выщелачивания.

4. Установлена математическая зависимость извлечения меди (Е,%) от продолжительности выщелачивания (Чт,сут), что позволяет прогнозировать уровень извлечения меди при любой заданной продолжительности выщелачивания с учетом крупности руды.

5. В лабораторных и промышленных условиях КВ изучено поведение железо-и серуокисляющих микроорганизмов. Разработаны предложения по активации их жизнедеятельности с целью интенсификации выщелачивания рудных минералов путем выращивания биомассы в культиваторах с последующей подпиткой выщелачивающих растворов этой биомассой, а также аэрацией растворов и желательным повышением температуры в теле отвала до оптимальных значений 25-32°С

6. Разработаны оригинальная конструкция барабанного цементатора и способ извлечения меди в барабанном цементаторе. В результате в десятки раз повышена интенсивность извлечения меди из растворов по сравнению с другими способами, снижен расход железного скрапа, повышено качество цементационного остатка, механизирован процесс обезмеживания растворов.

7. Впервые разработан гвдросульфидный способ извлечения меди и цинка из растворов КВ и рудничного притока. Способ позволяет получить как коллективный медно-цинковый концентрат, так и селективно извлечь медь и цинк в одноименные качественные концентраты, содержащие >50% меди и цинка.

8. Впервые установлены критерии благоприятности применения кучного выщелачивания для месторождений различных типов руд с учетом географо-экономических, геологических, горно-технических, инженерно-геологических, экологических и технологических факторов, изложенных в виде рекомендаций.

Практическая значимость работы.

1. Впервые выполнено широкомасштабное целенаправленное исследование сырьевой базы медных и медно-цинковых руд для КВ, состоящее из опробования существующих отвалов различными способами (по поверхности, бурением, глубокими траншеями), отбором из карьеров проб текущих забалансовых руд. Анализ полученных данных позволил оценить масштабы сырьевой базы изучаемых объектов.

2. Сделаны выводы и рекомендации по подготовке объекта к кучному выщелачиванию - степени дробления руд перед складированием их в блоки или ненужности такого дробления, а также по способу отсыпки отвалов и ограничению их высоты.

3. Впервые на примере Джезказганского месторождения предложено выщелачивать флексурные зоны, не поддающиеся отработке традиционными горными работами. На примере медистых песчаников Приуралья предложено селективно выщелачивать медь содовыми растворами из высококарбонатных окисленных руд.

4. Разработка и внедрение барабанного цементатора нашей конструкции решили проблему интенсивного и механизированного способа извлечения меди из растворов.

5. Исследования аммиачного способа получения оксида цинка из гипсогидрат-ных кеков шлакохранилищ медных и цинковых рудников открывает возможность переработки подобного техногенного сырья при одновременном решении экологической проблемы - ликвидации экологически опасных объектов, содержащих токсичные тяжелые цветные металлы.

6. Рекомендовано использовать загрязненный различными примесями медный электролит или другие отходы серной кислоты, что снижает эксплуатационные затраты как на KB, так и в цикле электролизного производства.

7. Впервые в отечественной практике построены и освоены опытные, опытно-промышленные и промышленные участки KB руд различных промышленно-генетических типов.

Основные положения, выносимые на защиту.

1. Методические особенности изучения вещественного состава руд с применением минералогических, петрографических, химических, фазовых и физических методов анализа, позволяющие a priori сделать прогноз благоприятности выщелачивания того или иного типа руды.

2. Результаты изучение кинетики растворения медных и цинковых минералов в сернокислых средах, на основании которых приняты научно обоснованные направления технологических исследований по выщелачиванию с соответствующей интенсификацией перевода в раствор требуемых компонентов руды.

3. Разработанный способ последовательного изменения режимов выщелачивания руд по концентрации кислоты в орошающих растворах (cHlSOt, г-дм'), плотности орошения руды (дм3/т) и паузе между орошениями руды (т, сут), позволяющий поддерживать оптимальный режим процесса на каждом этапе обезмеживания руды.

4. Усовершенствование процесса цементации в результате разработки оригинальной конструкции барабанного цементатора и способа обезмеживания в нем медьсодержащих растворов, позволяющее ускорить процесс в несколько раз по сравнению с цементацией меди в других аппаратах применяемых в мировой практике, достичь извлечения меди на 95-98%.

5. Гидросульфидный способ извлечения цинка из сложных высокожелезистых растворов, позволяющий селективно извлекать цинк в качественный концентрат, отвечающий техническим требованиям предприятий, перерабатывающих цинковые концентраты.

6. Разработка, испытание и внедрение технологических схем кучного выщелачивания медных и медно-цинковых руд различного состава с извлечением меди и цинка и полным оборотом технологических растворов. Апробация работы.

Основные результаты работы доложены на следующих форумах.

1. II и III Всесоюзные конференции по геотехнологическим методом добычи полезных ископаемых (Москва, 1975, 1983).

2. Международный научный семинар «Современные аспекты микробиологиче-

ской гидрометаллургии» и Международные учебные курсы «Микробиологическое выщелачивание металлов из руд» (Москва - София, 1982).

3. Вторая национальная научно-техническая конференция с международным участием «Технологические, технико-экономические и экологические проблемы минеральной биотехнологии» (Болгария, Пазарджик, 1986).

4. Международный семинар «Кучное и подземное бактериальное выщелачивание металлов из руд» (Ленинград, 1987).

5. Научно-техническое совещание «Процессы вскрытия, химического обогащения и выщелачивания трудно перерабатываемого сырья цветных и редких металлов» (Новосибирск, 1987).

6. Международная научно-техническая конференция «Проблемы извлечения благородных металлов из руд, отходов обогащения и металлургии» (Екатеринбург, 1998).

7. Научный симпозиум «Неделя горняка». (Москва, 1999,2002,2004,2005) Публикации

Основное содержание диссертации изложено в 182 печатных работах Личный вклад автора.

Научное руководство тематикой по кучному и подземному выщелачиванию забалансовых и некондиционных медных и медно-цинковых руд. Постановка задач, планирование и проведение теоретических и экспериментальных исследований, формулировка научных выводов проведены лично автором диссертационной работы. Руководство и непосредственное личное участие автора при опытно-промышленных испытаниях и промышленном внедрением научных разработок по теме диссертации.

Автор выражает глубокую благодарность коллегам и соавторам, принимавшим участие в выполнении всего комплекса исследований и практической реализации научных разработок.

Структура и объем диссертации.

Диссертация состоит из введения, шести глав, заключения, приложения на 5 страницах и списка цитируемой литературы. Содержит 479 страниц машинописного текста, включая 136 рисунков и 154 таблицы. Список использованной литературы включает 245 наименований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ В первой главе изложена историческая справка и краткий обзор зарубежной и отечественной практики KB и ПВ медных руд.

Мировая практика KB и ПВ медных руд, как метода физико-химической геотехнологии, насчитывает в настоящее время многие десятки участков, производящих несколько сотен тыс. т меди в год.

KB и ПВ перерабатываются главным образом окисленные и смешанные руды, содержащие от 0,1 до 3 мае. % меди. Во всех случаях применяются сернокислые растворы. Основной способ извлечения меди - цементация на железном скрапе в аппаратах различной конструкции, а также экстракция.

Во второй главе изучена сырьевая база медных и медно-цинковых руд для геотехнологии. Опробованы отвалы с целью изучения вещественного состава руд, а также подстилающих пород с целью определения возможности выщелачивать отвалы на месте залегания без перевалки на специально подготовленные площадки. При сравнении результатов опробования отвалов медно-

порфировых (алюмосиликатных) руд, отсыпанных железнодорожным транспортом, по поверхности, бурением и шурфами получены аналогичные данные по вещественному составу руд. Из результатов опробования отвалов медно-колчеданных руд, отсыпанных послойно автомобильным транспортом и конвейером, следует, что медь и цинк из поверхностного слоя подверглись самопроизвольному выщелачиванию на 50-70%. Таким образом, для отвалов алюмосиликатных руд рекомендовано поверхностное опробование, а для старогод-них медно-колчеданных - на всю глубину отвала.

Только на тринадцати детально обследованных месторождениях пригодных для геотехнологии насчитываются миллиарды тонн руды, содержащие более 30 миллионов тонн меди и цинка.

Наличие в рудах окисленных и вторичных медных и цинковых минералов, метаколлоидность руд, повышенная трещиноватость породно-рудной массы и сохранение фильтрационных свойств в процессе выщелачивания, инертность вмещающих пород к воздействию кислых растворов, незначительное количество глинистых фракций являются признаками, благоприятствующими выщелачиванию.

Примером руд чрезвычайно благоприятных для КВ являются забалансовые коунрадские окисленные медно-порфировые руды по следующим критериям: меди в оксидах 40-46 отн.%; прожилково-вкраплённая структура и повышенная трещинноватость способствуют проникновению растворов вглубь куска руды; основа минерального состава вмещающих пород - вторичные кварциты инертные к воздействию кислых растворов; наличие кислоторастворимых трехвалентных форм железа(лимонита РеООН), способствующее окислению сульфидных форм меди ионами Ре3+; незначительное содержание кислотопогло-щающих минералов Са, № (< 0,45 мас.%); небольшое количество(~ 7%) крупных фракций(-1000+400мм), выщелачивание из которых замедлено, а также небольшое количество мелких фракций (-2+0 мм), повышенное количество которых затрудняет перколяцию растворов. Смешанные и сульфидные руды этого месторождения, основу которых составляют вторичные сульфиды меди (халькозин), также отнесены к категории благоприятных.

Примером руд малоблагоприятных для КВ являются смешанные забалансовые кальмакырские руды: низкая степень окисленности медных минералов 23 отн.%; содержание класса глин (<0,005 мм) ~ 7%, тонких фракций (-0,05 мм) до 30%, и фракций -10+0 мм - до 60%; содержатся минералы группы монтмориллонита, которые при контакте с водными растворами увеличивают свой объем в несколько раз, резко снижая тем самым перколяцию растворов через отвал; горная масса содержит до 30% активно кислотопоглощающих минералов -биотита, карбонатов, гидраргилита, полевых шпатов. Сульфидные руды данного месторождения, обладающие теми же свойствами и имеющие халькопирито-вую минерализацию, отнесены к неблагоприятным для КВ.

В третьей главе изучена кинетика растворения наиболее распространенных минералов медных и медно-цинковых руд, имеющих промышленное значение: оксиды - цинкит (гпО), малахит (СиС03Си(0Н)2), азурит (2СиС03Си(0Н)2), куприт (Си20), хризоколла (Си8Юз-пН20); сульфиды - халькопирит (СиРеБг), халькозин (Си28), сфалерит (гпБ).

Автор преследовал цель изучить скорость и определить режим растворения указанных минералов и на основании этого выявить условия интенсификации их растворения.

В опытах применяли методику вращающегося диска. Для растворения использовали растворы серной кислоты, феррисульфат железа, кислород воздуха,

гуминовые вещества и микроорганизмы Th. Ferroxidans, т.к. именно эти реагенты главным образом принимают участие в условиях КВ и ПВ медных и медно-цинковых руд.

Окисленные минералы. На рисунке 1 во всех случаях наблюдается прямолинейная зависимость V от 7л, что характерно для диффузионного режима. Полученные в опыте величины скоростей растворения значительно ниже теоретических, рассчитанных по коэффициентам диффузии серной кислоты. Исключение составляют величины скоростей растворения цинкита в слабых растворах серной кислоты до 0.3 моль-дм"3 (табл. 1). Расхождение рассчитанных скоростей и полученных в опытах, объясняется образованием «пленок» продуктов реакции на поверхности растворяемых образцов, создающих мощный «диффузионный экран». Максимум V от c„jS0, для всех минералов различен (рис.2). В слабых растворах H2SO4 = 0,005 - 0,1 моль-дм"3 интенсивность растворения увеличивается в ряду: хризоколла, малахит, азурит, куприт, цинкит (рис.2, 3).

Рис.1. Зависимость скорости растворения окисленных минералов от интенсивности вращения диска:

cHjS0 = 0,05 моль-дм"3; Т = 298 К (кривые 1,2,3,4,5);

Т=318К(кривые 1',2')

Таблица 1

Значение скоростей растворения минералов (V107, моль-см"2-с') от с„, so. при, п = 62.8 раде"1, Т = 298 К

ChíSO, , моль-дм"3 цинкит куприт азурит малахит хризоколла V, (рассчитана по Кди1| H2S04)

0.005 0.547 0.159 0.110 0.124 0.061 0.39

0.01 - 0.260 0.264 0.145 0.090 0.76

0.05 4.690 0.625 0.550 0.388 0.20 3.54

0.1 - 2.000 0.970 0.610 - 6.89

0.2 14.100 3.490 - - • 13.86

0.25 - - 3.000 0.965 - 13.88

0.3 18.540 2.710 - - 0.410 .

0.4 18.150 - - - - -

0.5 . 2.260 4.305 - - 27.43

1.0 18.300 1.880 5.580 2.200 1.120 65.43

1.5 - 1.570 - - - .

2.0 18.050 1.360 - - 2.010 135.70

3.0 14.500 1.200 6.670 2.340 1.500

4.0 7.500 1.087 6.550 2.620 0.900

5.0 4.000 - - - - -

8.0 0.940 - - - 0.340

Выявленная зависимость V от сн,зд также свидетельствует о диффузионном режиме процесса растворения. Кажущиеся энергии активации (рис.4) составляют от 14 до 29 кДж-моль'1 (3,3 - 6,9 ккал-моль), которые характерны для диффузионного режима.

_ 0.75 -

Куприт Азурит

Малахит Хризокопла

— °-75

"ь 'о

15> 1|

А 0.5

1

Юг--

с г-. О

¡> • 0.25

С 0.20

<из V

Сд^.мольдм-З

Рис.2. Зависимость скорости растворения Рис.3. Зависимость скорости растворения минералов от концентрации серной ки- минералов от концентрации серной кислоты: слоты: п = 62,8 рад-с1; Т = 298 К " = " 0 'т ='

п = 62,8 рад-с; Т = 298 К

Скорость растворения цинкита до сНг$0, = 0.3 моль-дм' (рис. 2) контролируется диффузией серной кислоты, что подтверждается расчетами по уравнению диффузионной кинетики (табл. 1). В области концентрации кислоты 0.3-2 моль-дм'3 медленным звеном является, по-видимому, диффузия продукта реакции - гпБОд от поверхности диска в объем раствора.

е-14 «диполь-1 цинкит

Е-28 *Д» моль-'

купркт азурит малахит ¿2 «Дж|кшь-1

ХрИЮКОШЩ

3,0 3,1 3.2 3.3 3.4 i ооо/т

Рис.4. Зависимость скорости растворения окисленных минералов (^У) от обратной температуры: п = 62,8 рад-с"1; Т = 298 К; с„1Ж>,= 0,05 моль-дм"

<ц он о.» ад гр и и I* СГе*-, Г-ИОН ДЖ"3

Рис.5. Зависимость скорости растворения куприта и хризоколлы от концентрации Ре3+:

п = 62,8 рад-с"1; Т = 298 К; с„150< = 0,05 моль-дм"3 (1,3); с/т = 0,02 моль-дм"3(2)

Одним из доказательств этого предположения является различие коэффициентов диффузии Н2304 и гпБО«, величина которых в разбавленных растворах при Т = 298 К составляет соответственно 2.65-10'5 и 0.78-10"5 см2-с_1. Дальнейшее понижение скорости растворения при увеличении концентрации серной

кислоты более 2 моль-дм"3 вызвано уменьшением растворимости сульфата цинка в растворах, содержащих общий ион «о,* (высаливающее действие).

При растворении малахита и азурита выделяется СОг согласно реакции, например, малахита: СиС03Си(0Н)2 + 2Н2804 = 2Си804 + С02 + ЗН20.

Выделяющийся углекислый газ покрывает поверхность диска «газовой вуалью», препятствуя диффузии растворителя к поверхности диска. Однако, чем больше температура, тем сцепление пузырьков газа с поверхностью минерала становится слабее (вуаль тоньше и подвижнее). Отсюда более четкая зависимость скорости растворения малахита от интенсивности перемешивания (кр. 2', рис. 1). Скорость растворения азурита и малахита в слабых растворах серной кислоты 0.005 моль-дм"3 незначительно отличаются друг от друга (табл. 1, рис. 3). В более крепких растворах серной кислоты скорость растворения азурита увеличивается быстрее и, начиная с сН]Ю.>0.25 моль-дм"3, достигает трехкратной величины по сравнению со скоростью растворения малахита. Такое различие в скоростях растворения объясняется различной агрегатной структурой образцов этих минералов. На диске малахита четко видны фигуры травления, являющиеся одним из характерных признаков диффузионного процесса. На образце малахита эти фигуры травления более глубокие, чем у азурита, и вся поверхность диска в процессе растворения становится шероховатой. Последнее обуславливает то, что поверхность малахита постоянно покрыта значительно более толстым и менее подвижным слоем «газовой вуали», чем поверхность азурита. Несколько завышенные кажущиеся энергии активации, полученные в опытах (29 кДжмоль"1), объясняются уменьшением сцепления пузырьков газа с поверхностью испытуемого образца при повышении температуры и соответственно уменьшением диффузионного сопротивления, создаваемого газовой вуалью (рис. 4).

Зависимость скорости растворения хризоколлы от интенсивности перемешивания, концентрации растворителя и сравнительно небольшая кажущаяся энергия активации 22 кДжмоль"1 однозначно свидетельствуют о диффузионном характере процесса (рис. 1-4). Скорость растворения во всем диапазоне концентраций серной кислоты ниже теоретически рассчитанной на порядок величин. Причиной тому является образование на поверхности диска геля крем-некислоты в соответствии с химизмом процесса:

СиБЮз-НгО + Н2804 = ОгёОД + 8Ю21 +2Н20. Гель прочно удерживается на поверхности образца и создает диффузионный экран. До сн,эо. = 2 моль дм"3 скорость растворения контролируется диффузией растворителя. В более крепких растворах за счет упрочнения поверхностной пленки геля, увеличения вязкости раствора и уменьшения растворимости продуктов реакции процесс контролируется, по-видимому, отводом продуктов реакции. Наличие феррисульфа-та в растворах (рис.5) резко уменьшает скорость растворения из-за сорбцион-ной способности гелеобразной пленки кремнекислоты, которая, как следует из микроскопических исследований, оказалась «пропитанной» гидроксидами железа. Наличие железоокисляющих микроорганизмов в растворе также пассивирует поверхность минерала. Микроорганизмы концентрируются на хорошо развитой поверхности геля, снижая тем самым скорость диффузии через нее. Через трое суток растворения хризоколлы в среде микроорганизмов скорость на целый порядок величин меньше, чем без микроорганизмов. Введение хлор-иона резко уменьшает отрицательное влияние микроорганизмов, жизнедеятельность которых в данном случае подавляется.

Максимум скорости растворения куприта находится в области концентра-

ции серной кислоты 0.2 моль-дм'3. Скорость растворения контролируется подводом реагента. Диффузия ограничена пленкой металлической меди, образующейся на поверхности диска в результате реакции диспропорционирования: Си20 + Н2804 -» Симет. + СиБ04 + Н20.

В области концентрации серной кислоты более 0.2 моль-дм"3 процесс, по-видимому, контролируется диффузией продуктов реакции (перегиб кривой на рис. 2) через пленку меди. Изучено влияние окислителя - ионов Ре3+ (рис. 5). Скорость растворения куприта до концентрации ионов Ре3+ - 1 г-ион-дм'3 возрастает в 10 раз за счет растворения экранирующей пленки и становится сопоставимой со скоростью, рассчитанной по коэффициентам диффузии Н28С>4. Понижение скорости растворения при суп, более 1 г-ион-дм"3 вызвано изменением режима диффузии. Процесс контролируется диффузией продуктов реакции от поверхности диска. Величина энергии активации куприта 26 кДж-моль"' характерна для диффузионных процессов, осложненных пленками продуктов реакции на растворяемой поверхности образцов.

Все изученные окисленные минералы меди и цинка растворяются в диффузионном режиме.

Окисленные минералы по возрастанию скорости растворения в слабых растворах серной кислоты (до 0.2 моль-дм"3) выстраиваются в ряд: хризоколла, малахит, азурит, куприт, цинкит. Для интенсификации растворения минералов желательны активный массообмен между раствором и твердым, повышенные температуры. Из других условий выщелачивания применительно к рудам можно рекомендовать следующие: хризоколльные руды - с„гЮ, <2 моль-дм'3, подавление жизнедеятельности микроорганизмов добавками в раствор хлор иона, очистка оборотных растворов от ионов железа; цинкит-малахит-азуритсодержащие руды - с^¡о, = до 1 моль-дм"3; купритсодержащие руды -Снж- до 0.2 моль-дм"3, добавки окислителя (Ре3+), железоокисляющие микроорганизмы.

Сульфидные минералы Реакции окисления сульфидов чаще всего многостадийные с получением различного рода промежуточных продуктов. Таковой при растворении халькопирита и сфалерита в растворах сульфата окиси железа является элементная сера, а халькозина - ковеллин и сера, образующиеся на поверхности минерала и создающие диффузионное ограничение. Поскольку основным фактором, лимитирующим процесс растворения, является элементная сера, в работе использовали не только кислые растворы сульфата окиси железа, но и микроорганизмы ТЬ. Реггоох1с1апз, способные окислять в присутствии кислорода не только ионы двухвалентного железа, но также серу.

Была проведена серия опытов для изучения влияния концентрации гумино-вых веществ (Сг) от 0.25 до 1.0 г-дм"3. Металл, вступая во взаимодействие с гу-миновыми кислотами, вытесняет водород из части кислых функциональных групп и образует комплексную соль, входя в анионную часть молекулы.

И, наконец, проведены опыты в так называемом «комбинированном» реагенте, который содержал Н2804 = до 0.05 моль-дм"3, Ре3+= 0.1 г-ион-дм"3, тионо-вых бактерий 106-10 кл-см и гуминовых веществ в пересчете на углерод =100 - 200 мг-дм"3.

В присутствии окислителя Ре3+= 0.05 г-ион-дм"3 халькопирит различных генетических типов месторождений растворяется с разными скоростями (табл.2, рис.6). Это объясняется как структурными особенностями различных образцов СиРе552, так и наличием примесей, способствующих возникновению гальванических пар. Зависимость V от интенсивности перемешивания очевидна. Однако

при повышенных оборотах эта зависимость нарушается. Причиной тому - образование пленки серы при растворении халькопирита: СиЕеБг + 2Ре2(804)3 — Си804 + 28° + 5Ре804.

Рис.6. Зависимость скорости растворения халькопирита от интенсивности перемешивания:

сЛ,. = 0.1 г-ион-дм"3; Т = 308 К; сн,5о,- 0.05 моль-дм"3; 1,2,3,4,5 —номера образцов халькопирита (табл. 2):

\/п, радс-1

В качестве пояснения следует указать, что при повышенных оборотах диска (например, при 100 рад е"1) скорость растворения образца в первые моменты достаточно велика и поверхность диска практически сразу же блокируется элементной серой.

Диффузионное сопротивление столь велико, что скорости растворения халькопирита по сравнению с оксидами меди на 3 порядка ниже (табл. 1,2).

Таблица 2

Значение скоростей растворения халькопирита (V I О9, моль-см^-с"1) при различной интенсивности перемешивания: а) Ре3+ = 0.1 г-ион-дм'3; Р^С^ = 0.05 моль-дм"3; б) Ре3+ = 0.1 г-ион-дм"3; рН = 1.8; ТЬ.Регтоох1с1ат 107-108 кл-см"3; Т = 308 К; в) гумины 0.5 г-дм"3; Ре3+ = 0.1 г-ион-дм"3; Н2304 = 0.05 моль-дм"3; Т = 308 К; г) «комбинированный реагент»

П, об/мин % раде -Г» раде1 Номер образцов халькопирита, наименование месторождения, условия опытов: а, б, в, г

КТалнах 2. Маднеули 3. Саяк 4.Коунрад 5. Турья

а б а б а б в г а б а б

150 15.7 3.94 0.0125 0.1040 0.0108 0.0105 0.0090 0.0132 0.022 0.048 0,006 0,008 0.002 0.078

600 62.8 7.93 0.0160 0.1900 0.0236 0.0480 0Я180 0.0400 0Л54 0.152 0,013 0,020 олоз 0.194

1000 104.6 10.23 0.0130 0.0782 0.0160 0.0350 0.0170 0.0200 0Ю97 0.180 0,009 0,018 0.003 0.059

На рисунке 7 показано, что в присутствии микроорганизмов в количестве 107-108 кл-см"3 скорость растворения минералов возрастает в среднем в 2 раза по сравнению с растворением халькопирита только в присутствии ионов Ре3+. Было замечено, что в тех опытах, в которых содержание микроорганизмов спонтанно повышалось до 10® кл-см"3 скорости растворения увеличивались в 10 и даже в 50 раз.. Перегиб кривых на рисунке 7 наблюдается также как и ранее на рисунке 6.

Кроме того, микроорганизмы при повышенных оборотах диска не могут закрепиться на твердой поверхности и снизить тем самым диффузионное сопротивление путем растворения пленки элементной серы. Добавка гуминовых веществ в раствор до 0.5 г-дм"3, действующая как комплексообразователь, способствует возрастанию скорости в среднем еще в 2.5 раза (рис.8) по отношению

к величине скорости растворения в присутствии микроорганизмов (табл.2). И, наконец, «комбинированный реагент» позволяет увеличивать скорость растворения в 5-10 раз (рис. 9) по сравнению с результатами, полученными в присутствии в растворах только Ре3+ (рис.6).

0.20

0,16

0,12

0.08

0.04

/

/

5 / iii

I -2-J8

/

Рис.7. Зависимость скорости растворения халькопирита от интенсивности перемешивания (Л) в бактериальной среде: ТЫоЬаЫНш Геггоохь скдо 10® клеток/см3; сл„ = 0.1 г-ион-дм'3, Т = 308 К, 1,2,3,4 -номера образцов халькопирита (табл. 2).

то 12 •Арале-'

На рисунке 10 представлены численные значения кажущейся энергии активации. Чрезмерное повышение наклона на правых участках кривых 2, 3 объясняется тем, что увеличение температуры от 308 до 318 К приводит к увеличению проницаемости пленки серы, структура пленки заметно изменяется. Таким образом, при повышении температуры увеличиваются коэффициенты диффузии, и одновременно изменяется структура поверхностной пленки растворяемого образца.

0,23 0.50 Cr,где'3

Рис.8. Зависимость скорости растворения халькопирита от концентрации гуминовых веществ (образец 3, табл.2):

ch3so,= 0,05 моль-дм"3; су,* =0.1 г-ион-дм"3; п = 62,8 рад-с'1; Т = 298 К

4 6 8

\/~гГ, рад • с-1

Рис.9. Зависимость скорости растворения халькопирита от интенсивности перемешивания (Л) в различных растворителях (образец 3, табл. 3): 1 - ся,за= 0,05 моль-дм"3; =0.1 г-ион-дм"3; Т=308К; 2 - бактериальная среда; = 0.1 г-ион-дм"3; Т=308К; 3 -0,05 моль-дм'3; сг,„ = 0.1 г-ион-дм" 3; Сг =0.5 г-дм"3; Т=308 К; 4 - комбинированный реагент, Т=308К

Рис.10. Зависимость скорости растворения халькопирита (^У) от обратной температуры в различных растворителях (образец 3, табл.2) 1 - сН1<», = 0,05 моль-дм'3; су(1. = 0.1 г-ион-дм'3; 2 - с„2эо.~ 0,05 моль-дм"3; сЛ„ =0.1 г-ион-дм"3; Сг = 0,5 г-дм"3;

л « -сип.-' з _ «комбинированный реагент»

Изменение одновременно двух параметров дает скачек скорости растворения в области температур 308-318 К. Отсюда завышенные значения кажущейся энергии активации на правых участках кривых 2, 3, равные соответственно 60 и 84 кДж •моль'1.

Повышение температуры до 328К приводит к снижению реакционной способности гуминов и гибели микроорганизмов, чем и объясняется уменьшение наклона кривых 2, 3. Отсюда понижение кажущихся энергий активации до 1525 кДж -моль"1 (3.6-6 ккал -моль'1).

Из рисунка 11 следует, что даже при низкой концентрации Ре3* =0.01 г-ион •дм"3 скорость растворения халькозина на 1.5 порядка выше, чем при использовании кислорода при Р = 0.1 мПа. Процесс осложнен образованием пленки промежуточного продукта реакции - ковеллина: Си2Б + 1/202 + Н2804 —» СиБ + СиБ04 + Н20.

Т.

V'4

-г-

г " 1.

Г

- (,4

Рис.12. Зависимость скорости растворения халькозина от концентрации серной кислоты:

Т=298 К; п = 41,8 рад-с"1; РСг = 0.1 мПа

•/п, рад-с*1

Рис.11. Зависимость скорости растворения халькозина от интенсивности перемешивания (-Уп): 1 - с„ло,= 0,1 моль-дм"3; РСа = 0,1 мПа; Т=298К; 2 - с„,ю, = 0,1 моль-дм"3; с„,. = 0,01 г-ион-дм"3; Т=298К

Лимитирующей стадией процесса (рис. 12) при незначительном давлении кислорода 0.1 мПа является диффузия Н2804 через пленку ковеллина до с„,;ю, = 2 моль-дм"3. Далее процесс контролируется либо скоростью отвода продуктов реакции от поверхности образца в объем раствора, либо уменьшением диффузии кислорода в более плотной среде раствора серной кислоты. Установлено, что скорость растворения халькозина в присутствии Ре3+ не зависит от концентрации кислоты, которая необходима только в таком количестве, при котором предотвращается гидролиз железа (рН< 2). Повышение концентрации Ре3 от

0.01 до 0.1-0.2 г-ион дм увеличивает скорость растворения в 10 раз (рис. 13). До сг,„ = 0.2 г-ион -дм"3 скорость растворения контролируется диффузией ионов Ре3+ через пленку серы, и далее, по-видимому, отводом продуктов реакции: Си28+2Ре2(804)5=4Ре804+2Си804+8о.

Кажущиеся энергии активации (рис. 14), близки и составляют величину от 33 до 44 кДж моль (7.9 -10.5 ккал-моль"1), что характерно для диффузионных процессов, осложненных промежуточными продуктами реакции растворения.

В опытах по растворению халькозина в присутствии микроорганизмов, выращенных на сере (среда Ваксмана), обнаружено интенсифицирующее действие микроорганизмов за счет растворения пленки серы, образующейся на поверхности диска.

Халькозин следует отнести к самому легковыщелачиваемому из сульфидных минералов. Скорость его растворения соизмерима со скоростью растворения окисленных минералов меди (0.x-10"7 моль-см" -с'1).

Сфалерит, как большинство сульфидов растворяется с образованием серы по реакции: гп8 + Ре2(804)3 -»гп804 + 2Ре804 + в0.

Повышение концентрации Ре3+ в растворе от 0.02 до 0.2 г-ион-дм"3 увеличивает скорость растворения сфалерита в 2 раза (рис. 15).Добавка в эти же растворы гуминовых веществ до 5 г-дм"3 увеличивает скорость растворения в 4 раза (рис. 16).

Г

V"

Е-33 фмюа'1

0.2 0.4 О,

Рис. 13. Зависимость скорости растворения халькозина от концентрации Ре3+: с,да = 0,05 моль-дм"3; п = 62,8 рад-с'1; Т=298К

зл> 3.1 и и 1000/Т

Рис.14. Зависимость скорости растворения халькозина (1цУ) от обратной температуры: п = 83,5 рад-с"1; 1 - Р0] = 0.1 мПа; 2 - сл>. = 0.01 г-ион-дм"3; 3 - сг.„ =

0.1 г-ион-дм'

ода ОМ ДО ДО 0,1 0.13 0.14 0.» «щ

Рис.15. Зависимость скорости растворения

сфалерита от концентрации Бе3 :

сн,50,= 0,05 моль-дм"3; Т=308 К; п = 62,8

рад-с

Рис.16. Зависимость скорости растворения сфалерита от концентрации гуминовых веществ: сН15о,= 0,05 моль-дм"3; =0,02 г-ион-дм"3; п = 62,8 рад-с"1; Т=308К

Максимальная скорость растворения, как и при растворении халькопирита, достигается в среде комбинированного реагента (рис. 17). Некоторое замедление скорости при повышенных оборотах диска объясняется неблагоприятными гидродинамическими условиями для микроорганизмов. Энергии активации (рис. 18) характерны для диффузионного режима. Завышенная экспериментальная кажущаяся энергия активации - 67 кДж -моль"1 в диапазоне температур 298-308 К (кр. 3, рис. 18) в присутствии Ее3 , микроорганизмов и гуминовых веществ связана с повышением активности микроорганизмов при достижении оптимальной температуры для них -308 К и соответственно ускоренным растворением пленки элементной серы. Таким образом, повышаются коэффициенты диффузии реагентов и продуктов реакции, и увеличивается скорость растворения элементной серы на поверхности минерала. Итог этого - повышение скорости растворения при одновременном изменении нескольких параметров. Дальнейшее повышение температуры от Т=308 до Т=318 К приводит к резкому снижению активности микроорганизмов, стабилизации пленки элементной серы на поверхности растворяемого образца и, как следствие, уменьшение кажущейся энергии активации. Максимальная скорость растворения сфалерита составляет 0.x-10"9 моль-см"2-с"' и превышает скорость растворения халькопирита (при прочих равных условиях) в 3 раза.

Рис.17. Зависимость скорости растворения сфалерита от интенсивности перемешивания (Л) при Т = 308 К:

1 - с^ =0,02 г-ион-дм'3; с„,ю,= 0,05 моль-дм'3; 2 - =0,02 г-ион-дм'3;

= 0,05 моль-дм'3; Сг - 0,5 г-дм"3; 3 - «комбинированный реагент»

ч/п.рад-с'1

Сульфидные минералы - халькопирит, сфалерит, халькозин растворяются в диффузионном режиме, осложненном образованием на поверхности минералов пленки серы и ковеллина, как промежуточных продуктов реакции. Ряд минералов по возрастанию скорости растворения: халькопирит, сфалерит, халькозин.

Лучшие результаты растворения минералов получены в растворе, содержащем: Ре3+ = до 0.1 г-ион-дм", гуминовые вещества 1-5 г-дм'3, рН = 1.5-1.8, железо и серуокисляющие микроорганизмы 10® кл-см'3 при оптимальных температурных условиях для их развития (25-32°С). Во всех случаях требуется интенсивный массообмен. Эти рекомендации следует отнести к выщелачиванию всех сульфидных руд.

Рис.18. Зависимость скорости растворения сфалерита (1§У) от обратной температуры в различных растворителях при п -62,8 рад-с"1: 1 - с г.* = 0.02 г-ион-дм"3; с = 0,05

г3;

-3.

моль-дм'3; 2 - сГг„ = 0.02 г-ион-дм сн,ао,= °.05 моль-дм"3; Сг = 0,5 г-дм' 3 - «комбинированный реагент»

В четвертой главе изучено перколяционное выщелачивание руд, включая три этапа: поисковый, укрупненно-лабораторный и полупромышленный. Вес проб в каждом перколяторе составлял соответственно 1-5; 15; 3000-24000 кг, а крупность -10, -30, < -400мм. Характеристика руд в таблицах 3,4,5,6.

Таблица 3

Тип руды Си/гп Бе Б БЮ2 А120З СиО •^О г/т,% \и/А& г/т

й Окисленная 0.46 2.10 1.08 69.78 16.08 0.27 0.45 - -

Смешанная 0.58 3.30 2.85 74.76 16.20 0.03 0.04 - -

Сульфидная 0.40 2.52 2.10 65.14 14.30 0.86 0.33 - -

я . Смешанная I 0.41 5.10 0.08 52.34 15.49 1.10 3.27 Бе/Те, 0.35/7.

л & 3 I" Смешанная II 0,36 5.75 1.30 56.70 15.17 1.07 3.20 г/т 55/17 0

о 1 о я и Окисленная 0,94 9.25 0.45 32.12 16.32 13.15 6.72 р2о5, 3.14% <0,1/-

и § а Смешанная 0,69 15.11 2.01 38.50 15.76 8.93 1.84 р2о5, 1.6% 0.15/5. 0

и 1° Окисленная 0,39 4.33 0.13 66.30 14.20 2.00 1.45 Мо, 0.009%

о Маланд-жхандское Окисленная 0,40 1.05 0.10 91.00 2.67 0.34 1.53 Оа, 6.50% 0.18/1. 7

1 1 о Окисленная шахты 3 бис 0.61 4.25 0.12 72.00 7.64 сл. 1.52 МпО, 0.31% 0.02/-

о о. о 1 8 1* Сульфидная шахты Збис 0.52 3.52 0.33 63.38 11.97 3.47 1.41 МпО, 0.27% 0.03/-

ь и 2 Балансовая сульфидная шахты 44 0.67 2.76 0.61 62.70 11.16 4.19 2.10 МпО, 0.13 0.02/-

^ 5 Чалковская окисленная 0.16 2.97 0.01 65.00 12.08 10.50 2.26 Мо, 140г/т -/22

Медистые песч ки Прнурал] Гирьяльская окисленная 5.50 1.70 0.05 63.90 - 8.79 0.65 - -/380

Каргалинская окисленная 9.75 1.64 0.46 57.60 8.55 4.55 1.07 К+Ка, 2.63% -/34

Юговская сульфидная 0.28 3.47 1.08 - 9.31 7.48 2.84 Мо, 170г/т -

Забалансовая окисленная 0.27/0. 04 34.00 38.52 11.82 7.27 - 0.07 - -

V о а о Забалансовая сульфидная 0.32/0. 26 16.16 16.04 43.92 8.00 0.98 0.98 - -

а § Балансовая сульфидная кристаллическая 3.77/3. 59 36.01 42.83 6.23 0.67 С(1-0.03 рь-0.28 1п-10г/т 0.63/2 0

Балансовая сульфидная метакол-лоидная 1.63/5. 64 32.17 39.69 7.37 0.33 С<1-0.03 рь-0.70 Т1-56г/т 0.64/5 0

Тип руды Си/гп Ре 8 вЮг АЬОз СиО Иф г/т,% \uZAg, г/т

Месторождение Комсомольское Балансовая сульфидная 1.41/2.5 3 36.68 43.37 4.50 1.10 0.63 0.53 Сс1-50г/т

® 1 1 а* смешанная 0.29/0.8 4 5.94 4.54 35.6 7.13 Сё-200г/т 2/9.5

Таблица 4

Результаты рационального анализа руд на соединения меди и цинка

Содержание меди/цинка

Тип руды В оксидах Зо вторичных сульфидах В первичных сульфидах Сумма фаз

мае. %, отн. %, мае. %, отн. %, мае. %, отн. %, мае. %, отн. %,

окисленная 0.20 40.5 0.23 45.7 0.07 13.8 0.50 100

||8 смешанная 0.08 15.1 0.44 83.0 0.01 1.9 0.53 100

сульфидная 0.04 10.2 0.32 82.0 0.03 7.8 0.39 100

Каль-макыр-ское смешанная I 0.14 32.6 0.14 32.6 0.15 34.8 0.43 100

смешанная II 0.07 18.8 0.12 32.5 0.18 47.7 0.37 100

к А 8 окисленная 0.71 74.7 0.09 10.1 0.14 15.20 0.94 100

И а 5 Смешанная 0.21 30.4 0.31 44.9 0.17 24.7 0.69 100

и и Акто-гайс-кое окисленная 0.33 84.6 0.02 5.10 0.04 10.3 0.39 100

0 Л 1 Маланд-! жханд-ское окисленная 0.30 73.8 0.05 13.1 0.05 13.1 0.40 100

2 Окисленная шахты 3 бис 0.47 76.7 0.12 19.3 0.02 4.0 0.61 100

А « 1 § 8 а сульфидная шахты 3 бис 0.06 11.5 0.42 81.0 0.04 7.5 0.52 100

а и Балансовая сульфидная шахты 44 0.02 3.0 0.56 83.3 0.09 13.7 0.67 100

к л и Чалковская окисленная 0.140 87.3 0.009 5.8 0.011 6.9 0.16 100

Медистые [аники Приур Гирьяльская окисленная 5.337 97.0 0.133 2.4 0.030 0.6 5.50 100

Каргалин-ская окисленная 9.354 96.0 0.374 3.8 0.024 0.2 9.75 100

о и с Юговская сульфидная 0.013 4.6 0.112 39.3 0.160 56.1 0.285 100

месторождение Тип руды Содержание меди/цинка

В оксидах Зо вторичных сульфидах В первичных сульфидах Сумма фаз

мае. %, отн. %, мае. %, отн. %, мае. %, отн. %, мае. %, отн. %,

Николаевское окисленная 0.21 77.5 0.4 15.0 0.02 7.5 0.27 100

сульфидная 0.02 0.07 6.4 28.0 0.07 22.6 0.22 0.19 71.0 72.0 0.31 0.26 100

балансовая кристаллическая 0.23 0.73 5.8 20.1 0.47 11.8 3.26 2.87 82.4 79.9 3.96 3.60 100

балансовая метаколло-идная 0.19 1.30 11.7 23.3 01 42.9 0.74 4.3 45.4 76.7 1.63 5.60 100

Комсо-моль-1 ское балансовая сульфидная 0.04 0.32 2.8 12.7 0.21 14.7 1.18 2.21 82.5 87.3 1.43 2.53 100

Им. III Интернационала смешанная 0.05 17.2 0.07 24.2 0.17 58.6 0.29 100

Таблица 5

Физические данные руд_

месторождение Тип руды Удельный вес, г-см"3 (-0.149мм) Насыпной вес, г-см"3 Влаго-ёмкость, дм3/т Пористость рудной массы, мас.% Пористость отдельных кусков руды, масс.%

Коун-радское окисленная 2.75 1.50 - - -

смешанная 2.70 1.50 76 44.5 -

сульфидная 2.65 1.50 88 43.5 -

Кальма-кырское смешанная I смешанная II 2.70 2.75 1.49 150 168 52.0 45.5 11 13

Волков-ское окисленная смешанная 2.70-2.80 1.782.10 22-30 - -

Актогай-ское окисленная 2.60 1.66 80 — 12

Джезказганское окисленная 2.50 1.48 47 40 5

сульфидная 2.60 1.48 40-50 43 0.7

Николаевское окисленная 3.37 - - - 14-29

сульфидная 2.94 1.90 101 - -

балансовая кристаллическая 4.23 10

балансовая ме-таколлоидная 4.21 — - - 5-18

Таблица 6

Гранулометрический состав руд (пробы для лабораторных исследований и по_лупромышленных испытаний)_

Фракции, мм

Тип руды -400 +200 -200 +100 -100 +50 -50 +30 -50 +25 -30 +10 -25 +10 -10 +5 -5 +1 -1 +С

о Н и & о окисленная смешанная сульфидная - - - - - 52.0 -58.3 - 12.8 -15.9 29.0 -32.1

£ окисленная сульфидная 16.9 33.0 17.7 8.5 7.1 7.1 9.7

' о смешанная I 58.2 - 13.0 28.8

К Я и о г § ы 1 смешанная II 49.6 14.4 28.0

£ окисленная 12.9 - 32.9 42.1 12.

и я а о и смешанная - - - - - 68.1 - 15.0 9.0 7.9

* о с: к окисленная 22.8 8.0 6.6 - 19.8 - 14.4 9.9 18.5

о и вз смешанная 50.9 17.2 10.2 - 6.8 5.6 2.3 7.0

Акто-гай-ское окисленная 14.1 26.5 30.0 10.0 19.4

к » 5 о 3 и окисленная - 25.5 49.4 - 24.1 1.0 0

а ° |1 окисленная 70.0 19.3 10.7

окисленная ш.Збис 72.3 - 7.5 11.2 9.0

Джезказганское сульфидная ш.Збис 72.2 - 8.7 . 10.0 9.1

балансовая сульфидная ш.44 16.5 32.5 17.5 8.5 - 10.9 - 4.0 5.6

Медистые песчаники Приютят.« окисленная сульфидная - 42.3 24.2 33.5

забалансовая сульфидная 32.4 - 16.2 28,1 23,3

и О забалансовая окисленная 20.1 - 14.9 17.0 38.0

К и в § балансовая кристаллическая - - - - - 70.6 29.4 -

ч о балансовая мета-коллоидная 76.5 23.5 -

X забалансовая сульфидная 45.0 10.4 - 11.1 - 2.2 9.3 10.5 11.5

балансовая мета-коллоидная 16.9 10.2 9.9 - 7.4 - 8.7 7.2 39.7

месторождение Тип руды Фракции, мм

-400 +200 -200 +100 -100 +50 -50 +30 -50 +25 -30 +10 -25 +10 -10 +5 -5 -1 +1 +0

^Комсомольское балансовая сульфидная - - 76.8 - 13.8 - 4.1 1.7 3.6

Рудник им. III Интернационала сульфидная (отвал №1) - - - 24.9 34.0 41.1

сульфидная (отвал №2) - - - 40.0 28.9 8.7 22.4

сульфидная (отвал №3) 39.7 35.7 7.6 17.0

Медно-порфировые руды (алюмосшикатные).

На стадии поисковых исследований выщелачивания коунрадских окисленных и сульфидных руд установлено, что величины независимых факторов находятся в интервалах: пауза между орошениями -Дт=2-7сут; плотность орошения -ДО=30-70 дм3/т руды; начальная концентрация кислоты в растворе - д =5-25г-дм"3(рис 19).

На втором этапе методом матричного планирования экспериментов определяли оптимальные режимы на различных стадиях обезмеживания руды (таблица 7, рис. 20 и 24).

Таблица 7

Оптимальные параметры выщелачивания руд и математическая зависимость извлечения меди (Е) от продолжительности выщелачивания ().

Месторождение Тип руды Стадия обезмеживания руды,% Оптимальные параметры выщелачивания Расход Н2804, т/т Си Зависимость Е,% ОТ , сут

дм7т х, сут. с^.г-дм

Коунрад-ское окисленная 9 53 4.6 4.8 3 Е=12.8(3/Т -2) (0=-4ООмм)

50 53 5.0 3.5

60 51 5.4 1.8

70 50 5.7 1.2

сульфидная 12 50 5.5 10.0 4-6 Е=11.6(ЗЯ-2) (0 =-400мм)

47 46 6.2 7.3

55 44 6.5 4.5

70 38 7.2 1.5

Кальма-кырское смешанная 1 10 60 3.5 17.0 8 Е=7.3-^ (0 =-400мм)

30 57 3.5 13.0

50 55 4.0 9.0

70 40 7.0 3.0

сме- 10 50 5.5 50.0 11 3/7

шанная 30 46 6.3 10.0 Е=6.93 --V'

II 50 42 9.2 3.5 (0 =-400мм)

70 40 13.0 1.0

Месторождение Тип руды Стадия обезме-живания руды,% Оптимальные параметры выщелачивания Расход Н2504, т/т Си Зависимость Е,% от 4t, су

Я? дм /т т, сут. г ^ H,SOt . г-дм"3

Волковское окисленная 0—»90 60—»20 1.5—»3 10—»2 5-6 E=16.6(V/ -2.6) (0 =-30мм) E=6.16(V7- 1.9) (0 —400мм)

смешанная 0—»70 40—»30 2—»3 5—»2 12 Е=5.9 \fi (0 =-30мм) Е=1.77 1/7 (0 =-400мм)

Актогай- -ское окисленная 0—»80 50—»40 1-»3 5—»1 2.4

Маладж-хандское окисленная 0—»80 40—»20 1.5—»3. 5 10—»5 4 E=20(VT -1.5) (0 =-30мм) E=28.6(V( - 3.05) (0 =-200мм)

Джезказганское сульфидная 15 50 80 50 40 30 3 5 7 5 3 2 10-12 Е=17.8(^- 4.2) (0 =-30мм) Е=5.2(3/( -4.2) (0 =-400мм)

окисленная 0-»90 50 1.5 5 3-4 Е=26.7( \[t -2) (0 =-30мм) Е=8.47(Vt -1.8) (0 =-400мм)

смешанная 0—>90 50—»35 3.5 10—»5 5 E=21(V7 -3.7) (0 =-30мм) Е=6,7( \ Г -4.2) (0 =-400мм)

Медистые песчаники Приуралья окисленная 0—»90 60 0.3-0.7 Сыа2СОз lOOr-дм'3 Иа2СОз 3.5

Месторождение Тип руды Стадия обезме-живания Оптимальные параметры выщелачивания Расход НзБО*, т/т Си Зависимость Е,% от ЭД , сут

руды,% даг'/т т, сут. Сц^О,. г-дм'3

Николаевское окисленная 60 85 60 50 1.5 3.5 0 1 0.2

балан- 0—»80 40 3.5 1 0.4

совая

сульфидная мета-

колло-

идная

Комсомольское сульфидная - 50-100 20 0 0

Рудник им.Ш Интернационала (проба 3) сульфидная 70 15-20 <1 0 0 Ес „=4.9(^/7-1.2) Еьгб.КУ?" -1.2) (0 =-150мм)

25

£»20 а"

£15

О й

о В в м

13 5

8 10

пауза между орошениями^), сут.

1 1

1

25

20

5

Ю 8

6

0 35 70 140 210 280 Плотность орошевих (()), ил/хт

Рис. 19 Зависимость извлечения меди (1) и удельного расхода кислоты (2) от т, с«^. при выщелачивании коунрадских забалансовых руд: а - 1=75сут, ся>!а=25 г дм"3, О=140см3/кг;

б - 1=20сут, сн,х>. =25г-дм"3 ,т =2сут; в - 1=34сут, О=70см3/кг, т =2сут.

О 20 40 60 80 100 Концентрация Н^Ц. г* дм"

Q

mtar cyr

^tlMi' . r-IM-'

а б у

* ✓

у*

Q Q

S

\

V \ С \ sG

Ч V

1« » М

Ишгюшо КСЩ (ЕХ %

Рис.20. Зависимость оптимальных уровней факторов (С>, т, С) от степени извлечения меди (Е) при выщелачивании окисленной (а) и сульфидной (б) забалансовой руды Коунрадского месторождения.

I

т ,—-*"*""1

f X* 1

г*4'* 4 ^г. • 1

Г—

1« а» к» «а

»- фиаютешюп маюнпяоп, суг.

Рис.21. Зависимость извлечения меди и удельного расхода кислоты от продолжительности выщелачивания сульфидной руды Коунрадского месторождения различной крупности: 1.6-400; 2.5-200; 3.4-ЮОмм Прямолинейная зависимость Е от 3/7 (рис.22 бив) (начиная с уровня извлечения меди ~ 10%) выражается формулами:

Е,% = 11.6-(3/7-2.2), Е,% = 12.8-(# -2) - для окисленной и Е,% = 9.1-(17-2), Е,% = 11.6-( V? -2) - для сульфидной руды соответственно с оборотом и без оборота головных растворов.

Установлено, что для увеличения концентрации меди без потери темпов выщелачивания допустимо делать один оборот головных растворов до Ю-20%-ного уровня обезмеживания руды.

100 200 !00 400 Ш (00 700 ПО <№ 1000 продолжительность выщелачивания, сут.

Рис.22. Зависимость извлечение меди из окисленной (а) и сульфидной руды (б) Коунрадского месторождения от продолжительности выщелачивания: 1.3-без оборота головных растворов; 2.4 - с оборотом головных растворов; крупность руды - 400мм

1 2 з 4 5 б 7 8 9 продолжительность выщелачивания $7), сут.

Под действием выщелачивающих растворов руда самоизмельчается (дек-рипитирует), результатом является вынос илов (5<0.07мм). Наличие илов в

продукционных растворах затрудняет извлечение меди из растворов.

Определена продолжительность отстаивания растворов до остаточного содержания илов 0.05г-дм"3 (рис.23). Полученные данные использованы при расчете промышленных прудков - сборников технологических растворов.

Рис.23. Зависимость продолжительности отстаивания растворов до 0.05 гдм"3 твердого от исходной концентрации илов при различной дозировке полиакриламида (ПАА): 1-48; 2-24; 3-12; 4-6;5-0 гм"3

В верхних слоях колонны с рудой спонтанно развиваются микроорганизмы ТЬ. Реггосшёапз до концентрации 105-107 кл-см"3, вследствие чего содержание Ре3+ в растворах постепенно увеличивается от 0.1-0.5 до 5-7 г-дм'3. Данное обстоятельство способствует окислению сульфидной части руды и снижает расход серной кислоты.

Обезмеженный продукционный раствор аэрировали и из культиватора вносили 1-2дм3 биомассы с концентрацией 10 °кл-см"3. Перед орошением раствор содержал до 108 кл-см"3. Полученные результаты интенсификации выщелачивания сульфидов полностью согласуются с данными кинетических исследований.

В остатках от выщелачивания оксидов меди уменьшилось на 86.1%, вторичных сульфидов - на 80%, первичных сульфидов - на 28.2%. В состав оставшихся в руде оксидов входят в основном исходные невьпцелоченные окисленные минералы меди, содержащиеся внутри крупных кусков руды, и оксиды, блокированные веществами вторичного минералообразования (гипсом, основными сульфатами железа и ярозитами). В составе вторичных сульфидов меди — собственно исходные вторичные минералы, главным образом ковеллин, как один из наиболее «упорных» для выщелачивания, и ковеллин - как промежуточный продукт окисления халькозина и борнита. Первичные сульфиды меди (халькопирит) выщелачивались в основном из тонких фракций руды и поверхностных слоев крупных фракций. Результаты данной серии опытов подтверждают прогнозы о благоприятности медно-порфировых руд Коунрадского месторождения для геотехнологии, высказанные ранее при изучении вещественного состава руд.

Интенсивность выщелачивания меди 0.13 - 0.17% и 0.07 - 0.1% в сутки, а расход кислоты 3 и 6 т/т меди соответственно для окисленных и сульфидных РУД-

Отличительной особенностью смешанных кальмакырских руд является: пониженное содержание оксидов меди, повышенное количество тонких фракций и кислотоемких минералов, а также большая влагоемкость (табл. 3,4,5,6).

Оптимальные режимы выщелачивания изменяются в более широких пределах (рис.24) по сравнению с таковыми для коунрадских руд (рис.20).

Q,

x ,,

с)т.Сигио). г-дм

-hjso*

10 20 30 49 SO «О

—-- — — - "б'

д..-.. —

* —

А,

Рис.24. Зависимость оптимальных уровней факторов от степени извлечения меди при выщелачивании смешанной руды Да) и 11(6) Кальма-кырского месторождения.

10 20 30 40 50 «> 70

Извлечение меди (Е), %

Применение достаточно крепких сернокислых растворов (до 50 г-дм"3) на первоначальных стадиях выщелачивания диктуется повышенным расходом кислоты на нейтрализацию породообразующих таких, как биотит, карбонаты кальция и магния, гидраргиллит.

Интенсивность выщелачивания в значительной мере зависит от крупности руды (рис.25).

Установлена зависимость Е из смешанных капьмакырских руд от l'i (рис.26, табл.7). Извлечение до семидесяти процентов меди из руды промышленной крупности (-400 мм) достигается за 900-1000 суток выщелачивания. Подтвержден прогноз повышенной кислотоемкости руды на основании изучения вещественного состава. Удельный расход кислоты 8-11 кг на 1кг меди. Смешанные забалансовые руды Кальмакырского месторождения следует отнести к умеренно благоприятным для технологии.

Крупность руды, /0

Рис.25 Зависимость продолжительности выщелачивания от крупности кальмакыр-ской руды II на уровне 70%-ного извлечения меди:

0 - максимальный размер куска в пробе руды, мм

Рис 26. Зависимость извлечения меди из смешанных руд I и II Кальмакырского месторождения от продолжительности выщелачивания (крупность руды-400мм).

Особенностью волковских руд является повышенное содержание крупных фракций и пониженное - мелких фракций (табл.6). Данная особенность объясняется повышенной «крепостью» вмещающих пород габбро. Для таких руд интенсивность выщелачивания существенно зависит от крупности (рис.27, 28).

§2200 -12000 1800 " 1600 1400 1200 1000 800 600 400 200

60

50

40

20

2 4 6 8

Крупность руды (). ИМ

Рис.27. Зависимость продолжительности выщелачивания окисленных руд Волков-ского месторождения от крупности руды до уровня 70% извлечения меди.

10 12

0 2 4 6 Прсдолжжтелыюе» шщвдмдаиш сут.

Рис.28. Зависимость извлечения меди из забалансовых руд Волковского месторождения от продолжительности выщелачивания

1 - крупность руды - 30 мм; 3 - 400мм (окисленная руда);

2 - крупность руды - 30мм; 4 -400мм(смешанная руда).

Из расчетов следует, что из дробленной до - 30мм окисленной руды 70% меди извлекается в течение 314 сут. (0.22%/сут), из -400мм - 2330сут. (0.03%/сут.), что соответствует 314:180сут. = 1.74 сезона и 2330сут:180сут. = 13 сезонам выщелачивания (180сут. — продолжительность сезона КВ в течение теплого времени года).

Для смешанной руды продолжительность выщелачивания составит соответственно 9и 335 лет. Последнее, естественно, неприемлемо для практики. Следовательно, перед КВ окисленные руды желательно, а смешанные обязательно дробить до - 30+-50мм. Низкие темпы выщелачивания смешанной руды соответствуют прогнозам, высказанным при изучении вещественного состава РУД-

Совместно с ИМиО (Казахстан) проведены испытания КВ окисленных руд Актогайского месторождения на пробе 1200т при крупности руды -200мм (рис.29). На начальном этапе выщелачивания за счет оборота головных растворов получены продукционные растворы, содержащие меди 11.9 г-дм'3 и пригодные для электролитической переработки. Далее под держивали оптимальные режимы выщелачивания (табл.7), при которых испытано извлечение меди цементацией и экстракцией. Рекомендовано при разработке месторождения на стадии вскрышных работ окисленные забалансовые руды, количество меди в которых >300 тыс.т., складировать на подготовленные площадки и осуществлять КВ.

Работа по выщелачиванию окисленных руд разведываемого Маландж-хандского месторождения Индии проведена в соответствии с межправительственным соглашением. Из расчетов следует, что руды чрезвычайно благоприятны для КВ (табл. 7). Причем продолжительность выщелачивания незначительно зависит от крупности руды и составляет 166, 776 и 200 суток из руды крупности -30, -50 и -200мм соответственно. Индийской стороне выданы практические рекомендации для переработки КВ ежегодно по 1.5 млн. т руды с получением соответственно 6000т меди в год.

с5Ж

гИ

Л

■7

Рис.29. Схема цепи аппаратов опытной установки кучного выщелачивания меди из окисленной забалансовой руды Актогайского месторождения:

1 - блок руды, 2 - приемный бак растворов выщелачивания, 3 баки-отстойники, 4 -насосы, 5 -прудок хвостовых растворов, 6 - запорная арматура, 7 - бак-смеситель, 8 - бак серной кислоты, 9 - ящичные экстракторы, 10 - реэкстракторы, 11 - баки для флотации экстрагента, 12 - бак для отмывки экстрагента, 13 - электролизер, 14 - бак-отстойник, О - органическая фаза, В - водная фаза.

Медистые песчаники. Окисленные отвальные руды Джезказганского месторождения не представляют каких-либо затруднений для выщелачивания, в то время как темпы выщелачивания сульфидных руд при прочих равных условиях минимум в 5 раз ниже (рис. 30 и 31, табл.7) и требуют для наиболее активного окисления сульфидов добавок Ре3+ до 5г-дм'3.

200 400 500 600 700 вОй Щвдацинвдыюс» щщгаичмм, су! Рис.30. Зависимость извлечения меди из руды Джезказганского месторождения и удельного расхода кислоты от продолжительности выщелачивания: 1 - окисленная руда, 0 - 30мм; 2, 2' - смесь окисленной и сульфидной руды,0 - 30мм; 3 - сульфидная руда,0 - 30мм; 4, 4' - сульфидная руда,0 - 400мм.

2 4 В 8 10 12 14 1в 1«

Првдшикхтаяыюсль шицшпмммиия сут

Рис.31. Зависимость извлечения меди из руд Джезказганского месторождения от продолжительности выщелачивания:

1 и 1' окисленная руда, 0 - 30мм и 0 - 400мм; 2 и 2' - смесь окисленной и сульфидной руды, 0 - Змм и 0 -400мм; 3 - сульфидная руда, 0-30; 4 - сульфидная руда, 0 - 400мм.

Для решения задачи выщелачивания флексурных зон, меди в которых >6% от запасов Джезказганского месторождения проведены исследования совмест-

ного выщелачивания окисленных и сульфидных руд. Нижняя часть перколято-ра загружена сульфидной рудой, верхняя - окисленной. Достоинством такого способа является выщелачивание без добавок окислителя Ре3+. При перколяции орошающих растворов через верхний слой окисленной руды происходит растворение лимонита, генерирующего ионы трехвалентного железа. Сульфиды меди, содержащиеся в нижнем слое руды, окисляются свежеобразованным реагентом Ре +. Из окислений руды промышленной крупности -400мм интенсивность выщелачивания за сезон составляет не менее 8%, а из смешанной -3%. И, тем не менее, выщелачивание флексурных зон Джезказганского месторождения практически приемлемо.

Выщелачивание сульфидных руд достаточно активно наблюдается только из дробленых до -30мм. Крупнокусковые сульфидные руды следует отнести к неблагоприятным для геотехнологии. Последнее можно объяснить тем, что руды Джезказганского месторовдения в процессе выщелачивания слабо декрипи-тируют и имеют низкую пористость. Следовательно, доступ выщелачивающих растворов к минералам, находящимся внутри кусков руды затруднен.

Оксиды меди из карбонатных руд медистых песчаников Приуралья активно и селективно растворяются в крепких растворах углекислой щелочи (№2С0з, К2С03) с образованием комплексов:

малахит - Си2[(0Н)2(С03)]+ЗКа2С0з+ЗН20=2Ка2[Си(С0з)2]-ЗН20+2Ыа0Н (1) азурит - Сиз[(0Н)2(С03)2]+4Ш2С0з+ЗН20=ЗНа2[Си(С0з)2]-ЗН20+2№0Н (2) тенорит - Си0+2Ма2С03+4Н20=Ма2[Си(С03)2]-ЗН20+2Ыа0Н (3)

хризоколла -

Си8Ю3-2Н20+2Ка2С03+2Н20= Ка2[Си(С03)2]-ЗН20 + 2ИаОН+8Ю2 (4)

п{хлзлхйтслыгосгк вкоядетичию, сут-

Рис.32. Зависимость извлечения меди от продолжительности выщелачивания руды Чалковского месторождения медистых песчаников западного Приуралья при паузе (т) = 1.4 сут; О=60см3/кг; Т=25°С, С„.1С0]: 1-10; 2-20; 3-50; 4-ЮОг-дм"3.

На примере руд Чалковского месторождения показано, что наибольшая интенсивность выщелачивания получена при сКпСо> =50-100гдм"3 (рис. 32). Применение кислотных растворов неприемлемо ввиду расхода Н2804 до 300 т/т меди.

Содовое выщелачивание является селективным, расход соды близок к стехиометрии и составляет 3.5т на 1т меди. Карбонатные сульфидные руды, например, Юговского месторождения удовлетворительно выщелачиваются в щелочных растворах гипохлорита натрия:

Си8+4ЫаС1О+Ыа2СОз+(Ш4)28О4=Си(Шз)2СОз+Ыа28О4+4№С1+Н2О+80 (5) СиРе82+СЮ>С0з2+2(ЫН4Г+ЗОН-=Си(ЫНз)2СОз +280+СГ+Н2О+Ре(ОН)3 (6) 8о+С10'-»8042+С1~ (7)

Медно-колчеданные руды. Исследовали четыре сорта руд Николаевского месторождения: забалансовые окисленные и сульфидные, балансовые кристаллические и метаколлоидные.

Окисленные руды выщелачиваются интенсивно без подкисления растворов. Донором серной кислоты является марказит, сульфиды меди и цинка. Затруднения при выщелачивании забалансовой сульфидной руды состоят в повышенной кальматации и в снижении тем самым скорости перколяции растворов. Получаются бедные растворы, содержащие меди ~ 0.1г-дм"3. Рекомендовано в практике подобные руды выщелачивать совместно с более богатыми или подавать бедные растворы для обогащения на отвалы руд с более благоприятными для выщелачивания свойствами.

Интерес к выщелачиванию балансовых метаколлоидных руд вызван тем, что эти руды неудовлетворительно поддаются флотации. Установлены оптимальные параметры выщелачивания руды (табл.7). Замечено, что повышение температуры до 35°С интенсифицирует окислительные процессы за счет (в том числе) активного развития микрофлоры. При дальнейшем повышении температуры растворов затухает жизнедеятельность микроорганизмов и темпы выщелачивания снижаются, что согласуется с результатами кинетических исследований. Зависимость извлечения меди и цинка от I, сут. носит практически прямолинейный характер (рис.33).

40 80 120 160 сут. Полупромышленные испытания проведены на пробе весом 24т (рис.34 и 35). Основное затруднение при выщелачивании - низкая скорость фильтрации, которая понижается с 0.16 до 0.04м/ч. Причина - изначально повышенное количество тонких фракций (табл.6) и активная декрипитация руды.

При обороте технологических растворов и извлечении цинка гидросульфидом натрия наблюдается снижение темпов выщелачивания за счет растворенного сероводорода. Продувкой руды или раствора воздухом окисляется сероводород и восстанавливаются темпы выщелачивания (рис.35). При этом в

Рис.33. Зависимость извлечения меди (1) и цинка (2) от продолжительности выщелачивания метаколлоидной руды Николаевского месторождения:

с«,га,=1 г-дм"3; т = 1 сут; О=60см3/кг; 0=-ЗОмм.

Рис.34. Схема цепи аппаратов при выщелачивании метаколлоидной руды Николаевского месторождения в полупромышленных условиях:

1 - колонна с рудой; 2 - емкость для приготовления раствора; 3 -насосы; 4 - задвижки; 5 - ротаметр; 6 - воздуховод; 7 - барабанный цементатор; 8 - реактор для осаждения цинка; 9 - отстойники.

растворах увеличивается Fe3+ с 0.4 до 4.6 гдм'3 и Th. Ferrooxidans до 107-108

кл-см

Г

»u ■/

/!

•м»]» : j —0

ы J 1

Рис.35 Зависимость извлечения меди и цинка и удельного расхода кислоты от продолжительности выщелачивания метаколоидной руды Николаевского месторождения крупностью - 400мм (т от 3 до 9сут.):

1 - цинк; 2 - медь; 3 - удельный расход кислоты

Оборотные растворы обогащаются ионами железа до 35-40, а натрия до 3-4г-дм'3 за счет введения NaHS для осаждения цинка. Химическими, минералогическими, рентгенофазовыми и ЯГРС методами вьмснено, что избыток железа и натрия осаждается в толще руды в виде труднорастворимых основных сульфатов железа - Ре2(804)з-Ре203 и ярозитов - ЫаРез(0Н)6(!504)2. Содержание яро-зитов - 22 мас.% от общего количества оксидов железа, содержащегося в верхних слоях перколятора. Извлечение меди и цинка из метаколлоидной руды промышленной крупности - 400мм (табл.7) составляет не менее 80%.

Все исследованные руды данного месторождения могут бьггь переработаны КВ. Важно отметить, что при замкнутом водообороте руда одновременно являются как источником получения металлов, так и очистным сооружением от накапливающихся в растворе примесей, в т.ч.: ионов железа, натрия, что исключает образование сточных вод.

Разведанное Комсомольское месторождение перспективно как для КВ, так и ПВ. Интенсивность извлечения меди и цинка составляет^ 10-12% в год.

Рис. 36. Зависимость извлечения меди из минерализованной породы месторождения им. III Интернационала от продолжительности выщелачивания. Пробы: 1(Си=0.24%), 2(Си=0.08%), 3(Си=0.13%), 4(Си=0.24%); (З=20см3/кг, т=3 и 6 сут.; 0=-5Омм.

выщелачивания минерализованной породы рудника им. III Интернационала 0=20дм /т, т =3сут., рН=2-3 (до t = 180 суток);

0=15дм /т, х-6 сут., рН=1.5-2 (после t > 180 суток).

Из результатов выщелачивания минерализованной породы рудника им. Ш Интернационала (рис.36, табл.7) следует, что даже из очень бедного сырья (Си = 0.08-0.13%) удается на 60-70% выщелочить медь. На пробе промышленной крупности — 150мм отработаны условия выщелачивания (рис.37).

Предложено организовать на руднике КВ на базе имеющихся отвалов. Нами выполнен техно-рабочий проект КВ на ежегодное производство меди - 432 т; цинка - 980 т. Окупаемость капитальных затрат на КВ не превышает 2-2.5 года. После освоения первой очереди КВ предполагается вовлечение в общую технологическую схему выщелачивание подземных потерь с получением ежегодно по 1500 т меди и 4500 т цинка.

В главе 5 приведены исследования по усовершенствованию и разработке новых способов извлечения меди и цинка из растворов выщелачивания. При производстве меди выщелачиванием до 5-10тыс.т в год экономически наиболее выгодным способом извлечения меди из растворов по-прежнему является цементация на железном скрапе. В связи с этим был усовершенствован способ и аппаратурное оформление цементации меди (рис.38). Основные реакции цементации:

CuS04+Fe=FeS04+Cu (1); H2S04+Fe=FeS04+H2 (2); Fe2(S04)3+Fe=3FeS04 (3). Побочные реакции: Fe2(S04)3+Cu=CuS04+2FeS04 (4); Cu+l/202+H2S04=CuS04+H20 (5); 2FeS04+l/202+H2S04=Fe2(S04)3+H20 (6).

VI 10/

Рис.38. Схема лабораторной установки цементации меди во вращающемся барабане: 1- напорная емкость; 2 - регулировочный кран; 3 - барабан; 4 - отстойник цементационного осадка; 5 сборник растворов; 6 - регулировка наклона цемента-тора; 7 - шкив; 8 - редуктор; 9 - электромотор; 10 -решетка

барабанного цементатора и оптимальные условия цементации меди, обеспечивающее непрерывное перемешивание раствора со скрапом при одновременном удалении частичек цементационной меди и посторонних механических примесей с поверхности скрапа. Данное обстоятельство значительно уменьшает практически большинство поляризационных и диффузионных ограничений. Продолжительность контакта раствора со скрапом (т) определяли:

Растворение цементационного осадка по реакциям (4),(5) снижает степень извлечения меди, а по ре-акцям (3), (6) увеличивается расход железного скрапа. При рН<2 наблюдается образование основных сульфатов и гид-роксидов железа, которые, осаждаясь на поверхности скрапа, создают дополнительное диффузионные сопротивления. В процессе цементации активная поверхность осадителя блокируется цементационным осадком. Требуется постоянное обновление поверхности скрапа. Для ликвидации указанных отрицательных явлений разработана конструкция

г = к = г = 1 ■ у , где: У„ - постоянный объем раствора в барабане, дм3; К-

кратность обмена раствора; Уоб - объем обезмеженного раствора в течение опыта; I - продолжительность опыта, мин.

Установлено, что оптимальное соотношение диаметра барабана к длине = 1/3+1/4. На барабанах диаметром 0.04, 0.1 и 0.4 м определены минимально и максимально допустимые скорости вращения (рис. 39).

Интерполяция прямых 1, 2 (рис.39) позволяет определить диапазон оптимальных п для промышленных аппаратов любого диаметра. Определена производительность барабанного цементатора - О=— -02-£-я, м3/ч, где: х — продолжительность контакта раствора со скрапом, мин; 0 и I - диаметр и длина барабана цементатора; а - коэффициент заполнения барабана раствором.

Оптимальную плотность загрузки скрапа (Р/Уп) и величину поверхности скрапа (Б) на единицу объема раствора, постоянно находящегося в барабане (Уп), определяли по массе загруженного скрапа (Р) определенной толщины (8). При 5С1фа11а=0,4мм Р/У„ принято 0,4-0,6 кггдм"3 или 8С1ф/Уп=0.5-0.8 м2-дм"3 (рис.40). Расход кислоты составляет 0,66 г-дм".

100 90 80 70 60

5 50 *8

¿40

30

20

10

/ г-?

=ПГ-

1Г

6 1/ч£Г

321 0,4 0,1 0,05 0, м

Рис.39. Зависимость скорости вращения цементатора (п) от диаметра (1//~ 0) барабана: 1 - пт1п; 2 - птах

Рис.40. Зависимость извлечения меди от массы загруженного скрапа при различной продолжительности контакта скрапа с раствором (х): 1-3 мин; 2-4,5 мин (5СЧ,=0,4 мм,

рНЗД _ з

18-/^=0.5-0.8 м дм

На полупромышленном аппарате (0=О.4м, €=2м) и промышленном аппарате (0=1.6м, €=8м) при тех же условиях получено Есц=97%. Оптимальные условия цементации меди: рН <2; 8С1ф/Уп=0.5-0.8м2-дм"3; п, об/мин - по рисунку 39 или по формулам птт=1О.1/^~0, птц,=19.7/^0. Запроектированы и изготовлены промышленные барабанные цементаторы на производительность 45.83 и 250 м /Ч, которые получили распространение в практике.

Способ извлечения цинка гидросульфидом натрия разработан на обезме-женных растворах КВ и рудничного притока, содержащих соответственно Zn-3.2 и 0.65 г-дм", Ре2+ - 29.5 и 0,98 г-дм"3, а также другие примеси характерные для этих растворов. Предпосылками для селективного разделения меди, цинка

и железа являются произведения растворимости сульфидов (ПР): Си8=2.5-Ю'50; Ре8=4-10'"; 2п8=8-10'25.

Расчеты, сделанные Ю.Н.Макуриным и Н.А.Быковым свидетельствуют, что концентрация сульфид-иона, который непосредственно участвует в осаждении металлов, зависит как от рН, так и от количества вводимого сульфидсо-держащего реагента. Так Си8 можно осадить практически при любой кислотности, гпБ - рН>1, N¡8 - рН>3, Бев - рН>4.

Расходуется КаШ согласно реакций: гп80+ + №Н8 = гпБ + №Н804 (1); Си804 + ЫаНБ = СиЯ + ЫаН804 (2);

Ре2(804)3 + ЫаШ = 2Ре804 + №Н804 + Б0 (3); Н2804 + КаШ = ЫаН804 + Н28 (4);

2ЫаГО04 » N3,804 + Н2804 (5).

При расходе ИаН8= 100-110% от стехиометрии, рН=2.0-2.4 (рис. 41 и 42) и при продолжительности перемешивания 2-5 мин. извлечение цинка составляет 98-99%. Получен осадок, %: гп=46.93; Си=0.07; Ре=4.35; 8=30.86; Н20=5.22.

4 1

"Г г

г

н ( 1

.Л Й у

3 2,4 2 рН

Рис.42.3ависимость степени осаждения цинка и железа от рН раствора

Расход КаНБ, % от сташомегрии Рис. 41. Извлечение цинка из раствора в зависимости от расхода гидросульфида натрия 1 - цинк; 2 - железо

Исследованы условия селектиного извлечения меди и цинка из медно-цинковых растворов (рис. 43). Полупромышленные испытания коллективного и селективного извлечения меди и цинка проведены на растворах шахтного водо-притока Дегтярского рудника (рис. 44).

100г

Рис.43. Зависимость восстановления Ре3+->Ре2+ (1), оса-

ждения меди (2) и цинка (3,4) от расхода гидросульфида натрия.

О 25 50 75 100 25 50 75 100 25 50 75 100 125 150 1752002М Расход гидросульфида натрия, % от стехиометрии

Коллективный медно-цинковый концентрат 2п=24.9%; медный концентрат - Си=51.1, гп=1.9; Си=2.59%.

Рис.44. Схема цепи аппаратов для селективного извлечения из растворов сульфидов меди и цинка гидросульфидом натрия: 1 - реакторы; 2 - сгустители; 3 - фильтровальные аппараты; 4 - расходные баки ЫаН8; 5 - расходный бак МагЗОз; 6 - барботер для улавливания Н28; 7 - расходомеры; 8, 8' - баки соответственно медно-цинкового и обезмеженного растворов

содержит Си=24.4, цинковый - 2п=49.7,

\

40.0 1,0

; 31,0 ь

Ш Эол

46,0

«,0

о,«

'0.4

1

>< > "-ч

п > \

3

100 12Д

4»

80 £ 1У

а & ю

401 94

20 V

V

40 80 120 160 200 240

Продолжительность нагревания, кия Рис.45. Изменение температуры раствора (1), содержания в нем цинка (2), аммиака (3) и рН (4) при нагревании

Исследована технология получения чистого оксида цинка из гипсогидратных кеков, получаемых в результате нейтрализации растворов рудничного притока и растворов от ПВ медно-цинковых руд, путем селективного выщелачивания цинка в 10%-ном растворе ЫН3 с последующей отгонкой аммиака нагреванием до Т=90°С и гидролитическим выделением 7п(0Н)2 при этом (рис.45). После сушки по-

лучен ZnO, соответствующий требованиям на цинковые белила.

В главе 6 представлены данные опытно-промышленных испытаний и внедрения КВ медных и медно-цинковых руд.

6.1. Участок КВ на Николаевском руднике состоял из трех отвалов (рис.46).

Отвалы забалансовых руд высотой 15-25 м отсыпаны на естественное глинистое основание с уклоном 2-8%, отвал балансовых метаколлоидных руд - на подготовленную площадку из пиритной сыпучки. Поверхность отвалов спланирована и разделена на оросительные прудки 8=600 - 800 м2 и Ь=0,5 -1м. Выщелачивающие растворы подавали по полиэтиленовым трубопроводам 0=150 мм. Вокруг отвалов сделаны сборные канавы, в которых уложены бетонные лотки. Из прудков-отстойников головных растворов (по 2000 м3) растворы откачивали через гофрированные шланги, закрепленные на плавучих платформах. Барабаны цементаторов 1=8-11 м, 0=2-2.8 м (рис.47) выполнены из нержавеющей стали (Х18Н10Т). Производительность цементаторов от 45 до 83-130 м3/ч. Пакеты скрапа размером 350x400x700 мм загружали магнитной шайбой с динамометром через загрузочное отверстие в барабане. На внутренней поверхно-

ста барабана со стороны загрузочного отверстия расположены штыри, разбивающие пакеты при вращении барабана.

Рис.46. Схема цепи сооружений и аппаратов участка кучного выщелачивания на Николаевском руднике Восточно-Казахстанского медно-химического комбината. Обозначения:

1,1' - отвалы забалансовых руд №7 и № 9; 2 - отвал метаколлоидной руды; 3 -промежуточный прудок головных растворов; 4 - прудок продукционных растворов; 5 - барабанные цементаторы; 6 - магнитная шайба; 7 - грейфер; 8 - отстойники; 9 -контейнеры для меди; 10 - компрессор передвижной; 11 - скважины для продувки воздуха; 12 - склад кислоты; 13 - реактор для осаждения цинка; 14 - расходный бак реагента; 15 - расходный бак обезмеженных растворов; 16 - хранилище реагента (ИаНв); 17 - расходомер реагента; 18 - сгуститель; 19 - фильтр-пресс; 20 - контейнеры для гпв; 21 - насосы; 22 - емкость выщелачивающих растворов; 23 - отстойники; 24 - индукционные расходомеры (ИР) для растворов; 25 - промежуточный бак; 26 -козловой кран с тельфером

Казахстанского медно-химического комбината:

1 - барабан; 2 - венцовая шестерня; 3 - электропривод; 4 - входная горловина; 5 - загрузочный лоток; 6 - подающий трубопровод; 7 - решетка; 8 - выходная горловина; 9 - скрапоуловитель; 10 - сливной трубопровод; 11 - отстойник; 12 - скрапопри-емник; 13 - загрузочная площадка, (размеры указаны в мм)

Перед сливным патрубком 0=300-350 мм установлена решетка с отверстиями 0=5 мм для удержания скрапа в полости аппарата. Мелкий скрап, оседая в ловушке, является оборотным. Обезмеженные и подкисленные до 2-3 г-дм" растворы (22) перекачиваются на один из участков отвала. Общее количество растворов на орошение 2500-4000 м3/сут, 0=25-35 дм3/т руды, т=от 3 до бсут. Скорость перколяции 0.5 - 1.2 м/ч. Растворы из-под отвала собираются в головных прудках (3,4) и отстаиваются от илов. В установившемся режиме обезмеженные растворы вначале поступали на отвал окисленных руд (1), далее - на отвал сульфидных руд (Г) и, наконец, на отвал балансовых метаколлоид-ных руд (2). Продукционные растворы - на цементацию (5). Цементационная медь собирается в бетонных отстойниках и периодически выгружается грейфером. Восполняли потери растворов на испарение водоотливом из карьера, которые составляли 9-16% от объема растворов, находящихся в схеме водооборота. Максимальное количество железа, накапливающегося в оборотных растворах, до 40 г-дм'3. Из анализа руды верхних слоев отвала выяснено, что избыток железа осаждается в теле отвала в виде Ре2(804)з-Ре20з, 1ЧаРе3(0Н)б(804)2, Н20-Рез(0Н)6-(804)2. Таким образом, происходит самоочистка оборотных растворов от примесей, в результате чего исключается необходимость вывода части оборотных растворов на принудительную очистку.

Самое высокое содержание меди в продукционных растворах наблюдается в начале сезона - 2-4 г-дм'3 и снижается до <1 г-дм"3 к концу сезона (рис.48). Данное явление объясняется тем, что в течение зимнего сезона диффузионные процессы в толще рудного отвала не «затухают». В этот период происходит окисление сульфидов и диффузия продуктов реакции изнутри кусков руды к поверхности. Выщелачивающие растворы в начале сезона интенсивно растворяют образовавшиеся на поверхности кусков руды сульфаты металлов. Постепенное из года в год снижение содержания меди в продукционных растворах объясняется общим обезмеживанием руды в отвале.

Извлечение меди из раствора - 95-99%. Из цементатора раствор с частичками Сиаа|. поступает в отстойники. Свежий осадок содержит, масс. %: Си до90, Ре=4, СаО=О.П; 8Ю2=1.66; Мя0=0.31; А120з=0.75. Механически из отстойников в оборотные растворы переходит 0.5% меди в виде наиболее тонких частичек <10мкм, а за счет частичного растворения Сицем еще 0.7%. И тем не менее это не безвозвратные потери, а циркуляционная нагрузка, т.к. все растворы находятся в обороте технологической схемы.

В ценах 1984 года были получены технико-экономические показатели при производстве 714 т Сицем. Себестоимость 1т меди на участке - 152 руб., а в

VI

«прсхь и| ил» жжшь щущ амбр» «пбра, Период роботы успшош

Рис.48. Зависимость содержания меди в продукционных растворах от периода выщелачивания отвалов на Восточно-Казахстанском медно-химическом комбинате:

1, 2, 3 - первый, второй и третий сезон выщелачивания

масштабе отрасли с учетом переработки до черновой меди - 222 руб. Прибыль составила 424.5 тыс. руб., окупаемость капитальных вложений 2.2 года. За период опытно-промышленных испытаний получено 4563т Сица1|. Извлечение меди из забалансовых руд > 75%. Средняя интенсивность выщелачивания меди 10-12% в год. Расход на 1т Сипи,: кислоты - 0.8-1.4т, скрапа 1.4-1.8т, эл/эн. -1020 - 1070 кВт-ч. Отрицательного влияния растворов КВ на экологию не установлено.

Испытана щцросульфвдная технология извлечения цинка из растворов (рис.46). Состав растворов, г-дм"3: 2п=7-13; Ре=32-37; Си = 0.03-0.2; Са=0.014-0.045; АЬ03=5; 5Юг=0Л; М§0=4; Са0=0.6; илы - 3; рН=2-2.4. Использовали 27%-ный КаНБ - отходы производства Стерлитамакского химобъединения «Сода». Расход ЫаНБ = 1-1.1 от стехиометрии, т = 2-6 мин., сгущение - 0.5 см/мин, степень отстаивания - 98-99%. Получено 408т концентрата, цинка в нем 186т, кадмия 1.6т. Состав, %: гп=45.9; Сё=0.4-0.7; Си - 1.6; Ре = 3.7; Б = 23.1. Концентрат соответствует ОСТ - 48-31-72, в котором оплате подлежит Ъъ, Сё, 1п, Б. При работе с растворами, содержащими меньше илов - 0.5-1г-дм'3, получена партия более богатого концентрата - 2п=52-56%, 8=33%. Концентрат переработан на Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате совместно с текущими флотационными концентратами и признан пригодным для переработки по существующей технологии.

Для повышения комплексности использования сырья были проведены испытания с подкислением выщелачивающих растворов отходами серной кислоты, содержащими следы хлора и соляной кислоты. В растворы кроме меди, цинка и кадмия переходят Аи, Ag, 1п, N1, Со. Золото и серебро из растворов переходят в цементационную медь. В цинковый концентрат извлекаются полностью медь, оставшаяся в растворах после цементации, индий, кадмий, никель и кобальт. Таким образом, установлено, что КВ позволяет комплексно извлекать из руды цветные, редкие и благородные металлы.

В растворах, вытекающих из-под отвалов, содержится Т. Регпхшёщц 106108 кл-см'3, Ь. Реггоох1<1ап8 до 2.5-106 кл-см'3. В хвостовых растворах цементации число бактерий резко снижается до 10-102 кл-см"3 за счет механически истирающего воздействия скрапа, выделения водорода, локального повышения температуры в барабане цементатора. После прохождения растворов через руду количество бактерий вновь возрастает на несколько порядков, что свидетельствует о развитии микрофлоры как в теле отвала, так и в прудках - сборниках растворов .

6.2. На Коунрадском руднике вначале построен опытно-промышленный участок кучного выщелачивания меди из бедных окисленных руд (рис.49). Отвал (1 млн.т. руды) расположен на естественной площадке с уклоном 1°. Верхний слой площадки представлен песчано-глинистым элювием.

Глубже идут коренные породы - гранодиориты, в которых построены сборные прудки ёмкостью по 1.5-2 тыс. м\ Длина отвала 700 м, высота от 15 до 20 м, ширина по верхней части отвала от 10 до 45 м. Максимальная крупность руды в отвале достигает 1,0 м и в среднем составляет 300-400 мм. Медь представлена на 77% оксидами, на 12% вторичными сульфидами и на 11% первичными сульфидами. Отвал разделен на 4 блока. Блоки вводили в эксплуатацию последовательно с интервалом в 1 год. На третий год работы под орошением находилось три блока. Выщелачивающие растворы с концентрацией серной ки-

* Методическое руководство по изучению влиянии микрообрганизмов на выщелачивание руд осуществлялось институтом Микробиологии РАН (чл.-кор. РАН Каравайко Г.И.).

слоты 2-3 г-дм" подавали на блок №1, находящийся в эксплуатации третий год. Полученные растворы собирали в прудке-отстойнике, подкрепляли серной кислотой до 4 г-дм'3 и подавали на блок №2, эксплуатируемый второй год. Далее полученные растворы подкрепляли кислотой до 5-6 г-дм"3 и подавали на блок №3 свежей руды, введенный в эксплуатацию первый год. Растворы, полученные от блока №3, направляли на цементацию. Хвостовые растворы собирали в прудке, подкрепляли серной кислотой до 2-3 г-дм'3 и возвращали на выщелачивание блока №1. Паузу в орошении изменяли в пределах - 2-3 суток, плотность орошения 40-50 дм3 на 1т руды. Скорость просачивания растворов изменяется в течение 3-4 лет от 0.5-1.2 м-ч"1 до 0.2-0.8 м-ч"1. Блоки с повышенной скоростью просачивания орошали не наливом растворов в прудки, а разбрызгиванием через перфорированные шланги. Расход кислоты при выщелачивании составил 2.2 т/т меди.

Рис.49. Схема опытно-промышленного участка кучного выщелачивания на Коунрад-

ском руднике Балхашского горно-металлургического комбината:

1-3 - блоки руды; 4 - трубопроводы; 5 - прудки для сбора растворов; 6 - насосы; 7 -

прудки на отвале; 8 - прудок хвостовых растворов; 9 - тельфер; 10 - цементатор; 11 -

сгуститель; 12 - чаны-отстойники; 13 - бассейн свежей воды; 14 - склад кислоты; 15

- ж/д путь; о- наблюдательные скважины; * - точки микробиологического опробыва-

ния.

Осуществление описанной схемы позволило постоянно поддерживать в продукционных растворах содержание меди 1.5-2 г-дм"3, увеличить в три раза количество выщелачиваемой руды без увеличения количества выщелачивающих растворов.

После трех лет работы участка начали орошать очередной (четвертый) блок свежей руды, а блок №1 использовали как очистное сооружение. Растворы после цементации при pH 2-3 без подкисления подавали на выщелоченный блок руды (№1), проходя через который от 50 до 90% железа и других примесей осаждалось в теле отвала. Затем очищенные растворы подкисляли и направляли на выщелачивание.

За три сезона выщелачивания извлечение меди достигло >75%, причем из каждого блока извлекалось меди в первый год 30-35%, во второй - 20-25% и в третий - 10-15%. За четвертый сезон извлекается из блока руды дополнительно 5-10% меди.

Осадок цементационной меди отделяли от раствора в кислотостойком сгустителе диаметром 12 м. Осадок меди при Т:Ж = 1:5 удаляли из сгустителя и отстаивали в чанах-отстойниках. Осадок гранулировали совместно с флотационным медным концентратом и отправляли в плавку.

Особой задачей было определить потери растворов на испарение и на

просачивание в грунт. Для этого учитывали количество свежей воды, поступающей на выщелачивание, количество воды, испарившейся из прудков, сгустителя и других открытых поверхностей. Из расчетов следует, что потери воды на испарение зависят от количества технологических растворов, циркулирующих ежесуточно в схеме, и составляют 4%.

Для контроля утечки растворов пробурили 26 скважин вблизи отвала, а также в направлении движения грунтовых вод. Вода в скважинах постоянно имела рН=7.1-8.0, наличие меди в скважинах не обнаружили. Составляли материальный баланс между количеством полученной меди и остаточным содержанием ее в отвале. Руду в отвале опробовали бурением с отбором керна. Количество полученной меди и остаточное содержание ее в отвалах соответствовало исходному количеству меди в руде. Это ещё раз подтвердило, что технологические растворы в грунт не теряются.

Максимальная численность бактерий Т. Реггоох1с1ап5 7 хЮ5 - 1.3 хЮ6 кл-см"3 наблюдается в растворах, вытекающих из-под отвала. При анализе проб руды, отработанных бурением отвала, установлено присутствие микроорганизмов до глубины 6-7м.

Себестоимость 1т меди в цементационном осадке по данным комбината 402 руб./т при производстве 120-330 т меди в год. При последующей переработке цементационной меди в металлургическом цикле комбината себестоимость черновой меди составила 450 руб/т. Прибыль, получена от выщелачивания - 0,49 млн.руб.

Выданы исходные данные и технологический регламент на создание промышленного участка выщелачивания старогодних отвалов, содержащих более 163 тысяч т меди. Первая очередь участка кучного выщелачивания состоит из двух блоков руды с массой около 2 млн. т (рис.50).

1 1

Рис.50. Схема цепи сооружений и аппаратов промышленного участка кучного выщелачивания Коунрадского рудника:

1, 3, 5, 6, 12, 15, 16 - прудки-накопители; 17 - прудки оросительные, 2,4 - блоки руды; 7 - цементаторы; 8 - зумпф; 9 -сгуститель, 10 - горизонтальные отстойники, 11 - прудки для сушки меди; 13 - насосы; 14 - блок обезмеженной руды

Оборотные растворы из прудка-накопителя (1) подают на первый блок руды. Растворы, просачиваясь через отвал, собираются в прудке (3), в который подают загрязненный электролит из электролизного производства. Далее растворы подают на второй блок руды (4). Обогащенные медью растворы собираются в прудках (5), из которых перекачиваются в прудок продукционных растворов (6). Из этого прудка растворы подают в 4 барабанных цементатора (7). Обезмеженные растворы из зумпфа (8) подают в сгуститель и горизонтальные

л

0 Ё

и

11

Ш11В11Я

ЙИШ

£2±>/-№-гт

Г£Л

"1"

ж»

№

«

>

пь

отстойники. Осветленные растворы поступают в прудок -накопитель (12) и перекачиваются в прудок участка выщелачивания (1) или подвергаются очистке от железа, пропусканием раствора через обезмеженный блок руды (14). В последнем случае растворы собираются в прудке (15), из которого перекачиваются в прудок (1) участка выщелачивания. В зависимости от того проходят или нет растворы стадию очистки, подкисляют их в соответствующих прудках (15 или 12).

В течение первого года эксплуатации на участок было подано: воды технической 60000 м , фекальных стоков 56000 м3, электролита 5665 м3, т.е. всего -125000 м3 растворов. Использование фекальных стоков обусловлено дефицитом воды в данном районе, а переработка электролита на участке решает две задачи: обеспечивает вывод вредных примесей из электролизного производства металлургического завода и утилизацию меди и кислоты в схеме кучного выщелачивания. Электролит, содержащий меди более 30 г-дм"3, мышьяка до 15 г-дм"3 и кислоты около 100 г-дм"3, подают в прудок (3), в котором он смешивается с растворами от выщелачивания руды первого блока и поступает на орошение руды второго блока (4). Мышьяк осаждается в отвале, в основном, в виде труднорастворимых соединений железа типа FeAs04 -зн2о.

Содержание меди в продукционном растворе 4.4 г-дм"3. Расход скрапа 2.3 т, а кислоты (с учетом электролита) - 2.5 тонны на 1 т меди. В течение пуско-наладочного периода производство меди ежегодно удваивалось и составило соответственно 560,1254 и 2500 т. Себестоимость 229 руб. за 1 т меди в цементационном осадке.

Было рекомендовано строительство опытно-промышленной установки экстракционного извлечения меди. Одна из американских фирм выполнила проект экстракции меди из растворов КВ, по которому из-за дороговизны проекта извлечение меди этим способом было признано нерентабельным. Этот факт еще раз подтверждает, что экстракционный способ экономически оправдан при значительных масштабах производства, и, кроме того, для проектирования следует привлекать отечественных специалистов, а не переносить механически зарубежный опыт.

За три года пуско-наладочных работ промышленного участка КВ получено 4314 т меди. Имеются все необходимые условия для производства кучным выщелачиванием не менее 10 тыс. т.меди в год.

6.3 В отвале Волковского рудника было складировано 2945 тыс. т горной массы (смесь окисленных руд и пустой породы), меди - 18554 т. Гранулометрический состав, %: (-800 + 600) мм - 15; (-600 + 400)мм -25; (-400 + 200) мм -30; (-200+ 10) мм-15; (-10 +0) мм-15.

Отвал расположен на естественном основании, представленном слоем де-лювиально-аллювиальных плотных песчанистых глин мощностью от 8 до 16м (рис 51). Грунтовые воды - на глубине 18-20 м. Уклон основания отвала 10-15°.

Все прудки построены в естественных глинистых грунтах и обложены изнутри бутовым камнем. Гидрогеологическими исследованиями, установлено, что растворы КВ через основание отвала и другие гидротехнические сооружения не просачиваются.

Площадь отвала по верху 48000 м2, высота с западной стороны 15 м, с восточной - 24 м. Сделана разводка орошающих трубопроводов из нержавеющих труб. С южной стороны по периметру отвала прорыты дренажные канавы, в которых уложены бетонные лотки. Медьсодержащие оборотные растворы собираются в промежуточных прудках емкостью 600 и 750м3. Конечные продукционные растворы из прудка емкостью 2400м3 подают в барабанные цементаторы.

ЗДДТПМ |||| 1ППГП7

"7'т— -п <гг *71

—V-- -—>-1 — —■<4

-т<г- ---г! гтъ— — - ---^

1-тг- ---ар Ьгг— -т^Ьт,— '""ЩР

---1-1 г,- —

Сгущенный осадок цементационной меди отфильтровывали на фильтр-прессах. Хвостовые растворы собираются в прудке емкостью 1700м3 и после подкрепления серной кислотой возвращаются на выщелачивание. Объём циркулирующих оборотных растворов от 4000 до 6000 м3/сут.

Первые три сезона эксплуатировали первый блок руды, на четвертый сезон введен второй блок и на восьмой сезон -третий блок. Расход кислоты составил 8т/т, а скрапа 1.5 т/т меди. По окончании очередного сезона все оборотные растворы во избежание переполнения прудков в период паводка выводили в водосборник карьера, а весной возвращали в технологическую схему. Карьерным водопритоком восполняли потери растворов участка КВ, идущие на испарение.

Динамика выщелачивания меди за указанный период приведена на рисунке 52. Концентрация меди в продукционных растворах от 1 до 1.5 г-дм"3.

Рис.51. Схема участка кучного выщелачивания меди на Волковском руднике Красноуральского медеплавильного комбината: 1-12 - прудки на поверхности отвала; 13 - насосная; 14 - промежуточные прудки; 15 - прудок продукционных растворов; 16 - прудок хвостовых растворов; 17 - сгустители; 18 - цемен-таторы; 19 - площадка для скрапа, стрелками показано движение растворов; • 20-31 - точки микробиологического опробования

Лдшшхгсшкпшянга>1т№<)т 5 6 7 8 9 10 11 12

Продолжительность выщелачивания сут

Рис.52. Динамика выщелачивания меди из окисленной руды на участке КВ Болконского рудника при последовательном введении блоков руды в эксплуатацию (а); из первого блока руды (б): 1, 2, 3 -соответственно первый, второй и третий блоки руды.

Одинаковый наклон кривых свидетельствует о тождественной динамике обез-меживания руды в различных блоках.

В течение 1152 суток работы участка или за 4 пуско-наладочных сезона получено 2397 т меди. Извлечение из первого блока руды составило 59.7% или 9.3% за сезон. По данным рисунка 526 можно рассчитать, что до 70 и 80% можно извлечь медь из руды в течение 1500 и 1900 суток соответственно (т.е. за 8.3 и 10.5 сезона).

Обнаружены следующие микроорганизмы: ТЬ. Реггоох1(1ап5 (доминирующий вид), ТЬ. Тюох1с1ап5 (на один-два порядка ниже). Сульфатредуцирующие бактерии обнаружены только в двух краевых точках блока (т.27, 28, рис. 51), что свидетельствует о застойных явлениях в этих участках блока ещё не подверженных окислительным процессам. Наибольшее количество бактерий до 104 кл-см"3 наблюдается в растворах, выходящих из-под отвала и в хвостовом прудке. Прослеживается четкое увеличение концентрации ТЬ. Ferrooxidans от 10 до 104 кл-см'3 при повышении температуры растворов соответственно с 2-4°С (в весенне-осенний период) до 12-16°С (в летнее время). Замечено, что повышение рН продукционных растворов до 4-4,5 приводит к снижению концентрации бактерий до 101 кл-см"3 за счет соосаждения бактерий с гидроксидами железа в теле отвала (точки 27, 28). Судя по данным хемосинтеза, общая активность микрофлоры невысокая, но заметно возрастает ог весны к теплому времени года, и затем вновь уменьшается в октябре с понижением температуры. Несколько иная картина наблюдалась при обследовании участка КВ на четвертый год эксплуатации. Концентрация ТЬ. Реггоох1с1апз в головных растворах увеличилась до 105-10б кл-см"3. Еь растворов находился в пределах 530-655 мВ, т.е. в области благоприятной для жизнедеятельности бактерий. Наибольшая концентрация бактерий - п -106 кл-см'3 наблюдалась в малодебитном ручье (точка 20), и меньшая - п-105 кл-см"3 в обильном ручье (точка 21). По-видимому, это различие в концентрации микроорганизмов следует объяснить тем, что при менее активном движении растворов через слой руды создаются наиболее благоприятные условия для развития микрофлоры внутри отвала на поверхности породно-рудной массы. Последнее хорошо согласуется с кинетическими исследованиями по растворению халькопирита в присутствии ТЬ. Реггоох1(1ап5.

Наиболее существенным фактором, снижающим рост численности и активность бактерий, является пониженная температура растворов. Достичь желаемого можно как за счет активной регенерации хвостовых растворов аэрацией одновременно с внесением биомассы бактерий, выращенных в культиваторе.

Разработан технологический регламент для проектирования промышленного участка КВ.

6.4, На Кальмакырском руднике Альмалыкского горнометаллургического комбината (АГМК) отвал с массой руды 3. 6 млн. т отсыпан на косогоре с уклоном 5.7% и имеет форму эллипса с размерами в плане 380x240 м. Основание под отвал построено из смеси суглинков и битума.

Выщелачивающие растворы подкисляют в ершовом смесителе (рис.53) и подают на отвал. Растворы из-под отвала направляют для осветления в прудок -отстойник и далее - на цементационную установку, состоящую из четырех усовершенствованных барабанных цементаторов, производительностью 83 м3/ч каждый (рис. 54). Отстаивание цементационной меди - в сгустителе, а обезвоживание в двух горизонтальных прудках-отстойниках. Цементационную медь с влажностью 15% выгружают из отстойников бульдозером в автосамосвалы и транспортируют для переплавки в медеплавильный цех. Восполнение оборотных растворов - из скважин.

Для повышения скорости перколяции растворов поверхность прудков периодически обрабатывали рыхлителем на глубину до 1м, срезали верхний слой разложившейся руды толщиной 0.66 м, делали траншеи глубиной около 3 м и шириной до 1 м. За счет указанных мероприятий удалось поддерживать проницаемость отвала на уровне 15-4 см/сут.

Рис.53. Проектная схема аппаратов участка кучного выщелачивания Алмалыкского горно-металлургического комбината:

1 - отвал - 3.6 млн. т руды; 2 - прудок-отстойник; 3 - промежуточные прудки; 4 -барабанные цементаторы; 5 - сгуститель 018 м; 6 - прудки-отстойники; 7 - ней-трализационная установка; 8 - шламохранилище; 9 - склад серной кислоты; 10 -ершовый смеситель; 11 - прудок оборотных растворов; 12-13 - резервуары для воды; 14 - артезианские скважины; 15 - вентиляторы; 16 - щелевые расходомеры; 17 - капельные пробоотборники; 18 - расходомер 4РЙМ; 19 - система автоматического измерения осветленного слоя пульпы; 20 - система автоматизированного отбора пробы; 21 - индикатор уровня ЭИУ-1ВМ; 22 - концентратомер КК-8.

Рис. 54. Устройство для непрерывной цементации металлов из раствора (барабанный цементатор):

1 - барабан, сталь Х18Н10Т; 2 - привод; 3 - опорная станция; 5 - лоток; 6 - обечайка барабана; 7 - опорные бандажи; 8 - зубчатый венец; 9 - загрузочный патрубок; 10 - разгрузочный патрубок; 11 - штыри; 12 - ремонтный люк; 13 - решетка; 14 -лопасти; 15 - спирали; 16 - разгружатели; 17 - камера для сбора растворов; 18 -патрубок для ввода растворов

Было установлено, что происходит увеличение мелких фракций (-1+0) мм до 46% против 20.5% в исходной руде. Содержание глинисто-слюдистых минералов особенно заметно (до 55%) возрастает во фракции (-0.05+0.0) мм. То есть, серицит, мусковит, гидрослюды, биотит разлагаются наиболее интенсивно. На-

блюдается накапливание в отвале новообразований: гипса, гидраргиллита, монтмориллонита, сульфатов и гидроксидов кальция, магния, калия, натрия, железа и меди. Конечными продуктами минералообразования являются гидроксиды железа, алюминия и кремнекислота. Вверх по разрезу отвала увеличивается количество монтмориллонита от 7.0 до 38.5% и уменьшается количество гидрослюды от 76.0 до 54.5%. Содержание меди в отвале повышается от поверхности к подошве и к концу четвертого года эксплуатации в среднем составило 0.216%.

Таблица 8

Показатели узла выщелачивания __

Период работы участка, год Продолжительность сезона, сут. Подано растворов на орошение, тыс. м3/сут. Получено растворов из-под отвала, тыс. м3/сут. Содержание меди, г-дм"3 Площадь орошения, тыс. м2 Количество руды под орошением, млн. т Скорость перко-ляции растворов, м/сут. Удельный расход растворов на орошение

дм7т руды в сутки дм^м2 площади прудков в сутки

1 105 4,06 3,01 0,28 19,0 0,95 0,15 4,27 214

2 270 6,05 5,17 0,47 34,5 2,9 0,15 2,09 175

3 365 4,40 4,00 0,48 44,5 2,9 0,09 1,52 99

4 366 4,07 3,83 0,35 49,7 2,9 0,08 1,40 82

5 365 2,85 2,70 0,36 62,8 2,9 0,08 0,98 45

6 365 3,13 3,05 0,28 49,7 2,9 0,07 1,08 63

7 365 2,84 2,60 0,21 52,2 2,5 0,05 1,14 54

8 365 2,73 2,40 0,19 52,2 2,5 0,04 1,09 52

За четыре года выщелачивания на КВ получено 1440.7 т меди в цементационном осадке. Остаточное количество меди при содержании 0.216% в орошаемом объеме руды (2.9 млн. т) составляет 6264т. Следовательно, первоначальное количество меди в орошаемой части отвала было: 1440.7т + 6264т = 7704.7т, что соответствует среднему содержанию меди в исходной руде 0.266% вместо 0.37% - по проекту.

Из сказанного следует, что руду, из которой формируется УКВ, необходимо тщательно опробовать, не доверяя имеющимся геологомаркшейдерским данным рудников по старогодним отвалам. Расход серной кислоты повышенный - 21.2т/т меди, согласуется с прогнозом, установленным при изучении вещественного состава руд данного месторождения, а расход скрапа 3.18т/т меди.

Химический состав растворов в установившемся режиме КВ достаточно постоянен (табл.9), а температура растворов, вытекающих из-под отвала, несмотря на резкие колебания температуры окружающего воздуха от +2.0 до +28°С, находится на уровне от +12 до +20.5°С. Последнее объясняется тем, что отвал аккумулирует большое количество тепла, которое поддерживается экзо-

термическими процессами окисления минералов породно-рудной массы. Т. Рег-гоох1с1ап8 обнаружены в растворах из-под отвалов - 104-10 кл-см'3 В оборотных растворах концентрация микроорганизмов 104-105 кл-см"3. С ростом биомассы бактерий увеличивается и содержание Ре3+, что свидетельствует о повышении активности микроорганизмов с увеличением температуры.

Однако, эффект микробиологической интенсификации выщелачивания меди снижается неблагоприятными условиями: низкой проницаемостью отвала, а следовательно - кислородным голоданием бактерий; снижением биомассы бактерий при переработке продукционных растворов; понижением температуры растворов в зимний период. Активизировать микробиологические процессы следует улучшением гидродинамических условий в отвале и повышением концентрации кислорода в оборотных растворах аэрацией.

Таблица 9

Химический состав продукционных растворов_

Год работы УКВ Концентрация, г-дм'3

Си Ре МЙО А1203 СаО БЮ2 50," рН

третий 0.48 1.91 2.81 2.24 0.56 0.21 25.29 2.66

четвертый 0.35 3.25 4.03 2.76 0.63 0.20 34.39 2.51

Рекомендуется применять скрап толщиной не более 0.4 мм без изоляционных покрытий и краски, обезжиренный, лучше всего - обезлуженная консервная жесть, обрезь трансформаторной стали и кровельного железа.

Сделана технико-экономическая оценка на производство меди при расширении масштабов выщелачивания до 9 млн. т руды в отвале. Рентабельность достигается при производстве не менее 2-3 тыс. т меди в год при себестоимости производства соответственно 883.7 руб./т. (в ценах 1984г.).

Впервые в отечественной практике отработана в опытно-промышленном масштабе технология кучного выщелачивания забалансовых алюмосиликатных вкрапленных труднофильтрующих глинистых руд. Для выщелачивания таких руд высота отвала должна быть менее 10м. Необходимо строгое соблюдение разработанных режимов: кислотность выщелачивающих растворов в первый год снижать с 25 до 5 г-дм"3, в последующие годы - до 5-2 г-дм'3, паузу мезвду орошениями увеличивать в ходе выщелачивания с 4 до 6-10 суток; плотность орошения - на уровне 40 дм3/т руды; обезмеживать необходимо 100% продукционных растворов; периодически не реже 1 раза в году срезать поверхностный выщелоченный слой руды, наращивая за счет этого откосы отвала. Разработан технологический регламент для проектирования промышленного участка КВ всех забалансовых смешанных руд.

На объектах выщелачивания в период отработки технологических схем получено более 24 тыс. т меди (табл. 10). Экономический эффект составил более 7 млн. руб. (в ценах 1984 г.). Установлено, что даже при небольших масштабах получения меди (от 120 до 700 т в год) производство рентабельно. Это означает, что на всех горнорудных предприятиях наряду с традиционными способами переработки руды целесообразно организовывать выщелачивание всех бедных и некондиционных руд.

Таблица 10

Производство цементационной меди на участках КВ и ПВ за период опытно-промышленных и промышленных испытаний

Наименование рудника и предприятия Производство меди, т

Кучное выщелачивание: Коунрадский рудник (БГМК, ПО «Балхашмедь») Николаевский рудник (Восточно-Каз.МХК) Волковский рудник (КУМК, ОАО «Святогор») Кальмакырский рудник (Алмалыкский ГМК) Итого 7153 4360 2397 2638 16548

Подземное выщелачивание: Блявинский рудник, (ОАО Медногорский МСК) (принудительное ПВ и КВ) ПО «Карабашмедь», Левихинский_рудник (ЗАО Кировградская горнорудная компания»), Дегтярский рудник (растворы рудничного притока - естественное подземное выщелачивание) Итого 3950 3681 7631

Всего 24179

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

1. Впервые проведено целенаправленное обследование ряда горнорудных предприятий на предмет применения геотехнологии к переработке бедных и труднообогатимых медных и медно-цинковых руд. Только на 13 указанных в диссертации месторождениях, на рудах которых проведены исследования и установлена целесообразность внедрения кучного выщелачивания, сосредоточены миллиарды тонн руды, содержащей > 30 млн.т меди и цинка.

2. Изучен вещественный состав ряда медных и медно-цинковых руд, на основании которого впервые сделаны предварительные прогнозы о степени благоприятности тех или иных руд для геотехнологии.

3. Изучена кинетика растворения наиболее распространенных медных и цинковых минералов методом вращающегося диска. Установлено, что все указанные минералы растворяются в диффузионном режиме, осложненном образованием промежуточных продуктов реакции растворения, затормаживающих диффузионные процессы. Оценена доля участия микроорганизмов и других реагентов в интенсификации растворения минералов. Полученные данные использованы как для разработки технологии выщелачивания, так и для научного объяснения происходящих при этом процессов.

4. Установлены оптимальные режимы выщелачивания различных генетических типов руд. Применен метод матричного планирования экспериментов. Это позволило впервые установить и научно обосновать последовательно изменяемые режимы выщелачивания руд по кислотности растворов, плотности орошения и паузе между орошениями в зависимости от степени обезмеживания руды. Установлено, что: концентрацию кислоты в оро-

шающих растворах следует постепенно уменьшать; паузу между орошениями необходимо последовательно увеличивать при одновременном снижении плотности орошения. Отработаны замкнутые схемы водооборота без сброса технологических растворов.

Все окисленные, а также сульфидные медно-порфировые руды преимущественно с вторичной минерализацией отнесены к наиболее благоприятным для КВ как по интенсивности и полноте извлечения металлов, так и по расходу кислоты.

Высококарбонатные кислотоемкие окисленные руды, например, такие как медистые песчаники Приуралья, активно выщелачиваются содовыми растворами.

5. Усовершенствован способ цементации меди на железном скрапе. Разработана оригинальная конструкция барабанного цементатора и оптимальные условия его работы. Использование барабанного аппарата позволяет осуществлять непрерывный процесс цементации меди из растворов, использовать пакетированный скрап и полностью исключить ручной труд. Обезме-живание достигается на 95-98% в течение 3-6 минут контакта раствора со скрапом.

В лабораторных и полупромышленных условиях разработан (и в опытно-промышленных масштабах опробован) новый способ извлечения меди и цинка гидросульфидом натрия из растворов КВ и рудничного притока. Способ позволяет получать из растворов селективно медный и цинковый концентраты, а также коллективный медно-цинковый концентрат. Цинковый концентрат содержит более 45% цинка и соответствует существующим требованиям на этот продукт. Медный концентрат содержит свыше 50% меди.

6. На меднорудных предприятиях построено и освоено 7 опытных, опытно-промышленных и промышленных участков КВ и участок по переработке растворов рудничного притока:

-опытный и опытно-промышленный участки на Кальмакырском руднике АГМК;

-опытный, опытно-промышленный и промышленный участки на Коунрадском руднике БГМК; -опытно-промышленный участок на Николаевском руднике ВКМХК; -промышленный участок на Волковском руднике КУМК. Проведены микробиологические обследования на участках КВ с целью определения количества и условий жизнедеятельности микроорганизмов, сделаны выводы о необходимости улучшения условий их жизнедеятельности с целью активизации окислительных процессов. Получены практические данные о возможности выщелачивания отвалов на некоторых естественных грунтах без потери технологических растворов, так и на специально подготовленных площадках с применением битума и пиритной «сыпуч-ки».

7. Анализ полученных данных по вещественному составу руд, технологии выщелачивания и производственному опыту позволил установить критерии благоприятности применения кучного выщелачивания для месторождений различных руд с учетом географо-экономических, геологических, горно-технических, инженерно-геологических, экологических и технологических факторов.

8. В процессе разработки и освоения технологических схем создано более 50 изобретений на способы переработки руд выщелачиванием, извлечения металлов из растворов и на создание нового оборудования.

9. Учитывая наличие обширной сырьевой базы для геотехнологии, а также полученный опыт проведения исследований и внедрения, можно прогнозировать возможность производства цветных металлов в России кучным и подземным выщелачиванием сотни тысяч тонн в год со значительно меньшими капитальными и эксплуатационными затратами по сравнению с традиционными способами переработки руд.

10. Предлагается создать государственную программу по геотехнологии и законодательную базу, запрещающую разрабатывать новые месторождения цветных металлов в тех промышленно развитых районах, в которых имеются законсервированные «отработанные» месторождения, в которых фактически оставлена половина ценного сырья. Применение к доработке таких месторождений геотехнологии (КВ и ПВ) позволит с меньшими капитальными затратами обеспечить экономику страны необходимыми металлами и материалами, принципиально улучшить экологию в районах этих месторождений и сохранить в России невосполнимые ценнейшие запасы минерального сырья на длительную стратегическую перспективу.

Основное содержание диссертации изложено в 182 печатных работах, основными из которых являются:

1. Губайловский В.В., Каковский И.А., Халезов Б.Д. Кинетика растворения золота в водных растворах, содержащих хлор.//Ив. АН СССР, Металлы 1973, N6, с. 106-111.

2. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Киселева В.И. Интенсификация очистки медьсодержащих растворов от шламов.//Труды института «Унипромедь», г.Свердловск, вып.15, 1972, с.175-177.

3. Шурыгин Ю.А., Халезов Б.Д., Хрусталев JI.3. Опробование отвалов руд с целью извлечения из них цветных металлов кучным выщелачивание.// Цветная металлургия, 1974, N11, с.50-52.

4. A.c. 380728 (СССР). Аппарат для непрерывной цементации металлов из раствора. Халезов Б.Д., Чудаков В.Г., Ветренко Е.А.// БИ №21,1973.

5. A.c. 417507 (СССР). Способ извлечения меди из растворов цементацией. Халезов Б.Д., Чудаков В.Г., Ветренко Е.А.// БИ №8, 1974.

6. Халезов Б.Д., Пирмагомедов Д.А., Губайловский В.В. Извлечение золота из медных забалансовых руд растворами хлора. //Труды института «Унипромедь», г.Свердловск, вып. 17,1974, с. 127-129.

7. Шурыгин Ю.А., Халезов Б.Д., Хрусталев JI.3., Семенов Г.П. Опробование отвалов руд с целью извлечения из них цветных металлов кучным выщелачиванием .//Цветная металлургия, 1974, №11, с.50-52.

8. Халезов Б.Д., Шурыгин Ю.А., Хворостова Л.Г., Юрьев Г.И. Выщелачивание окисленных забалансовых руд на естественном основании. //Цветная металлургия, 1975, №14, с.24-27.

9. Быков JI.A., Киндер Э.К., Поляков И.Р., Халезов Б.Д. Особенности геологического обследования месторождений меди для выявления возможности их разработки гидрометаллургическими методами. //Труды института Сре-дазнипроцветмет, Ташкент, 1975, №13, с.126-137.

10. Халезов Б.Д., Шурыгин Ю.А., Юшкова Л.Г. и др. О выщелачивании меди из руд Джезказганского месторождения. //Труды института «Унипромедь», Свердловск, 1976, вып.19, с.149-153.

11. Токмин Б.М., Халезов Б.Д., Долженко A.A. Применение колонкового способа бурения при опробовании отвала на опытно-промышленной установке кучного выщелачивания. //Цветная металлургия, 1977, №7, с.43-44.

12. А.с.№541880 (СССР). Способ производства окатышей из цементационной меди. Завьялов М.М., Лотош В.Е., Харитиди Г.П., Халезов Б.Д., Токмин Б.М.//БИ №1,05.05.77.

13. Каковский И.А., Халезов Б.Д. О кинетике растворения окиси цинка в вводных растворах серной кислоты.// Изв. вузов, Цветная металлургия, 1977, N2, с.26-31.

14. Халезов Б.Д., Гадзалов Э.Н. и др. Кучное выщелачивание меди из забалансовых руд Волковского месторождения.// Цветная металлургия, 1977, №19, с.29-31.

15. А.с.601397(СССР). Способ выщелачивания металлов из руд. Халезов Б.Д., Шурыгин Ю.А., Хрусталев Л.З.// БИ N13,1978.

16. A.c. 826607(СССР). Способ извлечения цинка из сложного по составу высокожелезистого раствора. Халезов Б.Д., Земеров В.И., Неживых В.А. и др.// Заявка №2577332, приоритет 6 февраля 1978 г., зарегистрировано 4 января 1981г.

17. Поплаухин A.C., Халезов Б.Д., Бабаджан A.A. Состояние и перспективы внедрения кучного и подземного выщелачивания руд. //Цветные металлы, 1979, №3, с.6-8.

18. Халезов Б.Д. Разработка и внедрение кучного выщелачивания меди из забалансовых медных руд.// Совершенствование технологических процессов добычи и переработки руд цветных металлов. Сб. статей ин-та Унипро-медь, Свердловск, 1979, с. 104-109.

19. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Крушкол О.Б., Ефимова В.И. Кинетика растворения азурита и малахита в водных растворах серной кислоты.// Изв. вузов, Цветная металлургия, 1979, N4, с.29-32.

20. A.c. 1064632 (СССР). Устройство для непрерывной цементации металлов из растворов. Буров Г.Д., Халезов Б.Д. и др.// Заявка N2981613, приоритет 9 сентября 1980г., зарегистрировано 1 сентября 1983г.

21. Каковский И.А., Халезов Б.Д., Крушкол О.Б., Киселева В.И. О кинетике растворения куприта.//Изв. вузов, Цветная металлургия, 1980, N3, с.30-34.

22. A.c. 1007502(СССР). Способ установления склонности к выщелачиванию руд цветных металлов. Болтырова A.A., Храменкова Д.П., Халезов Б.Д. и др.// Заявка N3274960, приоритет 14 апреля 1981 г., зарегистрировано 23 ноября 1982г.

23. Михайлова Т.Л., Токмин Б.М., Халезов Б.Д. и др. Микробиологические исследования на участке кучного выщелачивания Коунрадского рудника.// Цветные металлы, 1981, N3, с.40-43.

24. Каравайко Г.И., Абакумов В.В., Михайлова Т.Л., Пискунов В.П., Халезов Б.Д. Экология и активность микроорганизмов при кучном выщелачивании металлов.// Прикладная биохимия и микробиология. АН СССР, 1981, t.XVII, №1, с.73-80.

25. A.c. 924355(СССР). Способ очистки растворов от выщелачивания руд. Халезов Б.Д., Токмин Б.М. и др.//БИ N16,1982.

26. A.c. №998549 (СССР) Способ выщелачивания сульфидных руд и концентратов. Халезов Б.Д., Смирных Л.В., Рыбаков Ю.С., Абакумов В.В. //БИ №7,23.02.83

27. A.c. 1166544(СССР). Способ установления склонности к выщелачиванию сульфидных медных минералов из руд цветных металлов. Болтырова A.A.,

Павличенко Г.А., Халезов Б.Д.// Заявка N3729337, приоритет 30 декабря 1983г., зарегистрировано 1 марта 1985 г.

28. Каравайко Г.И., Халезов Б.Д., Абакумов В.В. и др. Распространение и активность микроорганизмов при выщелачивании цветных металлов на Николаевском месторождении.// Микробиология, 1984, т.53, вып.2, с.329-334.

29. Халезов Б.Д., Неживых В.А. Кучное выщелачивание полиметаллических руд.// Комплексное использование минерального сырья. Алма-Ата, Наука, 1984, N9, с.47.

30. Халезов Б.Д., Крушкол О.Б., Киселева В.И., Каковский И.А. Кинетика растворения хризоколлы в сернокислых растворах.// Изв. вузов, Цветная металлургия, 1984, N6, с.36-39.

31. Игнатов М.М., Якшина В.В., Мирохин A.M., Халезов Б.Д., Крыгина А.Ю. Гидрометаллургическая переработка актогайских окисленных руд с применением жидкостной экстракции.// Комплексное использование минерального сырья, Алма-Ата, 1984, №11, с.28-31.

32. Халезов Б.Д., Быков H.A. и др. Получение цинка из растворов сернокислотного выщелачивания цинкосодержащих отходов производства.// Цветная металлургия, 1985, N4, с.56-57.

33. Халезов Б.Д. Технология бактериально-химического кучного выщелачивания металлов из руд. //Биотехнология металлов. Труды международного семинара и международных учебных курсов. Центр Международных проектов ГКНТ, М„ 1985, с.295-318.

34. A.c. 1433109(СССР). Способ приготовления торфяной вытяжки для выщелачивания руд. Халезов Б.Д., Крушкол О.Б., Павличенко Г.А., Рыбаков Ю.С.// Заявка N4151139, приоритет 17 ноября 1986 г., зарегистрировано 22 июня 1988г.

35. Болтырева A.A., Храменкова Д.П., Халезов Б.Д. Влияние породообразующих минералов и гранулометрического состава вкрапленных руд на выщелачивание меди.//Сб. научных трудов ин-та Унипромедь, Свердловск, 1986, с. 84-89.

36. A.c. 1492808(СССР). Способ установления склонности к выщелачиванию сульфидных руд. Болтырова A.A., Павличенко Г.А., Халезов Б.Д7/ Заявка N4327171, приоритет 16 ноября 1987 г., зарегистрировано 8 марта 1989г.

37. Халезов Б.Д., Болтырова A.A. и др. Влияние фазового и гранулометрического составов метаколлоидной руды на интенсивность выщелачива-ния.//Создание прогрессивных технологий переработки медных медно-циновых руд. Сб. научных трудов ин-та Унипромедь, Свердловск, 1987, с. 92-100.

38. A.c. №1464562. Способ бактериально-химического выщелачивания сульфидных руд. Крушкол О .Б., Павличенко Г. А., Рыбаков Ю.С., Халезов Б.Д., Абакумов В.В. Приоритет от 31 марта 1987 г. по заявке №4218078.

39. Халезов Б.Д., Абакумов В.В., Павличенко Г.А. Интенсификация подземного выщелачивания руд.// Повышение комплексности использования сырья при переработке руд цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Унипромедь. Свердловск, 1988, с.71-77.

40. A.C. 1547423 (СССР). Способ выщелачивания сульфидных медно-цинковых руд. Павличенко Г.А., Болтырева A.A., Халезов Б.Д.// Заявка N4389502, приоритет 9 марта 1988 г., зарегистрировано 1 ноября 1989г.

41. Халезов Б.Д. Примеры организации процессов подземного и кучного бактериального выщелачивания.// Биогеотехнология металлов. Практическое руководство. Центр международных проектов ГКНТ, М., 1989, с.302-313.

42. Халезов Б.Д., Каковский И.А. Кинетика растворения халькозина.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.61-69.

43. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Рыбаков Ю.С., Болтырова A.A., Дятчина Е.В. Кинетика растворения халькопирита.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.81-92.

44. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Рыбаков Ю.С., Дятчина Е.В. Кинетика растворения сфалерита.11 Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.93-102.

45. Болтырова A.A., Халезов Б.Д., Корнилова О.И., Жижин С.М. Основные критерии выбора месторождений цветных металлов для переработки руд выщелачиванием.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. Научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с. 14-20.

46. Халезов Б.Д., Рыбаков Ю.С., Болтырова A.A. Поисковые исследования по геотехнологической переработке забалансовых и балансовых окисленных руд Удоканского месторождения. //Сб. Научн. Трудов «Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов», Новосибирск, изд.Гидроцветмет, 1990, с. 134-140.

47. A.c. 1710712 (СССР). Способ подготовки гидроизолирующего основания под отвалы кучного выщелачивания. Халезов Б.Д., Рыбаков Ю.С., Неживых В,А.//БИ N5, 1992.

48. Халезов Б.Д. Задачи геотехнологии производства цветных металлов.// Вестник горно-металлургической секции РАЕН, М., 1993, с.90-104.

49. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Кучное выщелачивание отвалов горных пород медных рудников как способ обезвреживания экологически опасных объектов .//Изв. вузов, Горный журнал, 1997, N11-12, с.198-206.

50. Рыбаков Ю.С., Болтырова A.A., Халезов Б.Д. Геотехнологические методы защиты водных объектов от загрязнения отвалами забалансовых руд.//Водное хозяйство. Научно-практический журнал РосНИИВХ. Екатеринбург, 1999, N1, с.77-83.

51. Халезов Б.Д. Кинетика растворения минералов меди и цинка.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ,, 1999, №2, с.63-72.

52. Халезов Б.Д., Ватолин H.A., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Сырьевая база подземного и кучного вьнцелачивания.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2002, N5, с. 142-147.

53. Халезов Б.Д., Ватолин H.A., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Кучное выщелачивание на Николаевском руднике ВКМХК.//Горный информационно-аналитический бюллетень. М., МГГУ, 2002, N6, с. 199-208.

54. Халезов Б.Д., Ватолин H.A., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Кучное выщелачивание на Коунрадском руднике.//Горный информационно-аналитический бюллетень. М., МГГУ, 2002, N7, с.209-217.

55. Халезов Б.Д., Неживых В.А. Кучное выщелачивание меди на Кальмакыр-ском руднике АГМК.//Горный информационно-аналитический бюллетень. М., МГГУ, 2004, N9, с.245-250.

56. Халезов Б.Д., Ватолин H.A., Овчинникова JI.A., Павличенко Г.А. Исследование извлечения сульфидов меди и цинка из медно-цинковых сернокис-

лых растворов.//Горный информационно-аналитический бюллетень. М., МГГУ, 2005, №1,261-265.

57. Халезов Б.Д., Неживых В.А. Полупромышленные и промышленные испытания извлечения меди в барабанном цементаторе.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №2, с.269 - 271.

58. Халезов Б.Д., Ватолин H.A., Макурин Ю.Н., Быков H.A. Извлечение цинка из растворов выщелачивания медно-цинковых руд.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №3,260-265.

59. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Овчинникова JI.A. Полупромышленные испытания гидросульфидного способа извлечения цинка из растворов кучного выщелачивания.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №4,278-279.

60. Халезов Б.Д., Ватолин НА., Макурин Ю.Н., Быков H.A. Исследование извлечения меди в барабанном цементаторе.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №5,302-311.

Подписано в печать 0S.02.2009. Формат 60x84 1/16. Бумага офсетная. Гарнитура «Times».

Усл. печ. л. 3,26. /р/е Тираж 100 зкз, Заказ V

Отпечатано в ИПЦ «Издательство УрГУ» 620083, Екатеринбург, ул. Тургенева, 4.

I ВВЕДЕНИЕ.:.:.

ГЛАВА 1. ИСТОРИЧЕСКАЯ СПРАВКА И КРАТКИЙ ОБЗОР ЗАРУБЕЖf НОЙ; И ОТЕЧЕСТВЕННОЙ ПРАКТИКИ КУЧНОГО И ПОДЗЕМНОГО

I ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕДНЫХ РУД!. f 1.1. ВЫВОДЫ. . 21".

ГЛАВА 2. ИЗУЧЕНИЕ СЫРЬЕВОЙ БАЗЫ МЕДНЫХ И МЕДНО

ЦИНКОВЫХ РУД ДЛЯ ГЕОТЕХНОЛОГИИ.,

2.1. Опробование отвалов забалансовых и некондиционных руд. с 2:2. Изучение объектов выщелачивания и вещественного состава руд. 33/ ь ■ ' ■ ■ f 2:2Л. Коунрадское месторождение.'. f 22.2. Кальмакырское месторождение. 38*

2:2.3; Бощекульское месторождение. 43?ь ' ■■.'■'

I 22Ж Актогайское месторождение. 45: i ' '

2.2:5; Маланджханское месторождение.

I 2.2.6; Джезказганское месторождение. 48?

212:7. Волковское месторождение. 52"

I 2:2.8: Удоканское месторождение. 54!

2.2.9. Карбонатные руды медистых песчаников Западного Приуралья.;.,.

I Юговское месторождение.

Чалковское месторождение.

Каргалинская группа месторождений;.

I Гирьяльское месторождение;. 60^

2.2.10.Гумешевское месторождение:. 60>

2.2.11. Николаевское месторождение. 62: f 2.2:12. Комсомольское месторождение.

I 2.2.13. Месторождения рудника им. III Интернационала.

I 23: ВЫВОДЬР. 82:

I ГЛАВА 3. ИЗУЧЕНИЕ КШ-1ЕТИКИ РАСТВОРЕНИЯ МИНЕРАЛОВ МЕ • ДИ И ЦИНКА. . 84:

I 3.1. Краткий литературный обзор изучения кинетики растворения медных и цинковых минералов.

3.2. Методика исследований.

3.3. Подготовка образцов и результаты исследований.:.

3.4. ВЫВОДЫ.

ГЛАВА 4. ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ РУД.

4.1. Методические особенности лабораторных исследований и полупромышленных испытаний выщелачивания руд.

4.2. Лабораторные исследования и. полупромышленные испытания выщелачивания руд.

4.2.1. Забалансовые руды Коунрадского месторождения.

4.2.2. Забалансовые руды Кальмакырскогоместорождения.

4.2.3. Забалансовые руды Волковского месторождения.179'

4.2.4. Окисленные забалансовые руды Актогайского месторождения.

4.2.5." Окисленные забалансовые руды месторождения Маланджханд.

4.2.6. Забалансовые окисленные и балансовые сульфидные руды Джезказганского месторождения.'.

4.2.7. Карбонатные руды медистых песчаников западного Приуралья.

4.2.8. Забалансовые окисленные и балансовые сульфидные руды.Николаевского месторождения.-.

4.2.9. Балансовые сульфидные руды Комсомольского месторождения.

4.2.10. Минерализованные породы рудника им. Ш Интернационала.

4.3.ВЫВОД Ы.:.

ГЛАВА 5. УСОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА НОВЫХ СПОСОБОВ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕДИ И ЦИНКА ИЗ РАСТВОРОВ, ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕДНЫХ И МЕДНО-ЦИНКОВЫХ РУД.

5.1. Цементация меди.

5.1.1. Теоретические основы процесса-цементации.'.

5.1.2. Исследование извлечения меди в барабанном цементаторе.

5.2. Испытание экстракционного извлечения меди из растворов кучного выщелачивания.291*

5.3. Поисковые исследования* электролитического извлечения меди непосредственно из растворов кучного выщелачивания.

5.4. Разработка гидросульфидного способа извлечения меди и цинка из растворов.

5.4.1. Лабораторные исследования получения сульфидного цинкового концентрата из растворов после цементации меди.

5.4.2. Полупромышленные испытания гидросульфидного способа извлечения цинка из обезмеженных растворов кучного выщелачивания.

5.4.3. Лабораторные исследования извлечения «сульфидов» меди и цинка из медно-цинковых сернокислых растворов.

5.4.4. Полупромышленные испытания коллективного и селективного осаждения сульфидов меди и цинка из сернокислых растворов в непрерывном режиме.

5.5. Получение оксида цинка из гипсогидратных осадков, полученных от нейтрализации растворов выщелачивания. 331"

5.6. ВЫВОДЫ.

ГЛАВА 6. ОПЫТНО-ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ И ВНЕДРЕНИЕ

КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕДНЫХ И МЕДНО

ЦИНКОВЫХ РУД.

6:1. Кучное выщелачивание на Николаевском руднике Восточно

Казахстанского медно-химического комбината (ВКМХК).

6.2. Кучное выщелачивание на Коунрадском руднике Балхашского горнометаллургического комбината (БГМК), ПО «Балхашмедь».

6.3. Кучное выщелачивание на Волковском руднике Красноуральского медеплавильного комбината (КУМК, ОАО «Святогор»).

6.4. Кучное выщелачивание на Кальмакырском руднике Альмалыкского горно-металлургического комбината (АГМК).

6.5. ВЫВОДЫ.

За последние десятилетия произошло значительное истощение запасов богатых руд, особенно в промышленно развитых районах. Так, например, по прогнозам среднее содержание меди в добываемых рудах и перерабатываемых по традиционным технологиям уменьшится к началу третьего тысячелетия как минимум до 0.5%. Данное обстоятельство естественно приводит к значительному удорожанию производства цветных металлов, несмотря на усовершенствование существующих технологических процессов добычи» и переработки руды. Отсюда - необходимость поиска и внедрения новых способов производства цветных металлов из нетрадиционных источников сырья: К таким источникам; в первую очередь следует отнести окисленные; бедные сульфидные и богатые труднообогатимые руды цветных металлов как разрабатываемых, так и разведываемых месторождений.

Некондиционные руды накапливаются в отвалах, а в> недрах месторождений остаются в качестве горных потерь, как богатые, так и бедные руды в виде целиков, отдельных рудных тел и т.д., которые в. соответствии с горнотехническими условиями эксплуатации месторождений' или из-за низких содержанийполезных компонентов не отрабатывались.

Указанное сырье исчисляется многими миллиардами тонн, содержит десятки миллионов тонн цветных, редких и благородных металлов и> может быть полезно использовано.

Имеется и другой аспект данной проблемы. Отвалы забалансовых и некондиционных руд, отвалы минерализованных горных пород, а также «отработанные» месторождения являются долговременным источником загрязнения' окружающей среды за счет самопроизвольного выщелачивания из-них меди, цинка, свинца, молибдена, мышьяка и других металлов. Так, например, в отвалах Гайского горно-обогатительного комбината содержится более 300 тысяч тонн меди и более 250 тысяч тонн цинка.

Если учесть, что с растворами, вытекающими из-под отвалов, выносится ежегодно до 160 т меди и 120 т цинка, то продолжительность такого естественного выщелачивания составит более 2000 лет.

Рудники, отработанные подземным или открытым способом, также являются экологически опасными объектами. К таким объектам, например, можно отнести на Урале отработанный Блявинский рудник, на котором попытки прекращения откачки медьсодержащих рудничных вод и их последующей нейтрализации привели к поднятию уровня воды в карьере и поступлению ее по тектоническим нарушениям в водоемы. Мокрая консервация многочисленных подобных отработанных рудников неминуемо приводит к тем же последствиям.

Таким образом, существующие отвалы минерализованных пород и оставшиеся в недрах руды следует рассматривать не только, а в «ряде случаев даже не столько как источники добычи металлов, а, прежде всего как объекты экологически опасные. Наиболее рациональный по нашему мнению способ избавить от пагубного влияния таких объектов на окружающую среду - это интенсифицировать естественный процесс выщелачивания путем организации кучного и подземного выщелачивания (KB и ПВ).

Только после «обеднения» отвалов и подземных горных потерь принудительным выщелачиванием можно рекомендовать рекультивацию отвалов или использование горной породы в качестве строительных материалов и консервацию рудников. Таким образом, выщелачивание призвано решить одновременно две задачи: расширить сырьевую базу производства металлов и строительных материалов и улучшить экологию данных районов [135,237].

И, наконец, третий аспект данной проблемы. В ведении предприятий и геологоразведочных организаций имеется сотни разведанных месторождений, которые не обрабатываются по различным причинам: повышенная окисленность рудных минералов, низкое содержание полезных компонентов, сложные горно-технические условия, маломощность месторождений и т.д. Такие месторождения, как правило, экономически нецелесообразно разрабатывать традиционными способами.

По тем же причинам тысячи месторождений и рудопроявлений оставлены на стадии поисковых геологоразведочных работ. Значительная часть перечисленных рудоносных объектов представляет практический интерес для- разработки их геотехнологией, т. к. критерии пригодности вышеуказанных объектов для эксплуатации KB и ПВ принципиально иные, нежели для разработки их традиционными способами.

Тем не1 менее, до последнего времени геологоразведочные организа-циш разведывали месторождения- цветных металлов- без- учета применения геотехнологического метода для их разработки. Такое положение, в-частности, приводило к тому, что эксплуатируемые месторождения отрабатывали не полностью. Фактические потери' богатых балансовых руд в ряде случаев г составляли 25-50%, не говоря уже о бедных и некондиционных рудах, непригодных для традиционных способов .обогащения.

При-открытом способе разработки все забалансовые руды и оруде-нелые породы, попадающие в контур карьера, складировали и до сих пор складируют часто совместно с пустой породой, иногда - отдельно, но повсеместно - на неподготовленное основание. Применение кучного выщелачивания для таких руд часто экономически невыгодно, т.к. требуется сортировка и перевалка* горнорудной массы на специально подготовленные гидроизолирующие площадки.

В связи со сказанным, требуется существенно пересмотреть подход к разведке и эксплуатации месторождений цветных металлов, руководствуясь при- этом^ критериями, определяющими пригодность месторождений' как к совместной с традиционной, так. и исключительно-к геотехнологической отработке.

В- качестве иллюстрации можно привести два различных примера.

На Волковском месторождении на Урале 600 тысяч тонн меди сосредоточено в бедных забалансовых рудах и только 150 тысяч тонн меди - в богатых рудах, подлежащих переработке по схеме: обогащение - плавка. Указанное обстоятельство является экономическим препятствием для интенсивной и массовой разработки данного месторождения. Другим примером может служить Актогайское месторождение в Казахстане, в котором на стадии геологоразведочных работ установлено только в бедных окисленных рудах более 300 тысяч тонн меди.

Разработка технологии KB для данных руд, сделанная нами совместно с ИМиО Казахстана, позволила геологам утвердить запасы месторождения, пригодные для эксплуатации с учетом бедных окисленных руд.

В мире в широких масштабах успешно производят медь способами кучного (KB) и подземного выщелачивания (ПВ), которые являются одним из направлений геотехнологического метода переработки минерального сырья. Освоена в промышленных масштабах подземная выплавка серы [1]. Значительную часть урана также производят с применением геотехнологии [15, 241]. Все активнее внедряются способы KB и ПВ при эксплуатации золотых месторождений [16].

Имеются исследования по геотехнологии свинцово-цинковых руд [242, 243, 244]. Внедрение геотехнологии цветных металлов, в частности меди и цинка, в России сдерживалось рядом причин:

1 . слабо изучены физико-химические основы выщелачивания цветных металлов из медно-цинковых руд и извлечения меди и цинка из растворов выщелачивания;

2. не оптимизированы режимы выщелачивания цветных металлов из различного типа медных и медно-цинковых руд;

3. не найдены эффективные и малозатратные способы выщелачивания меди из высококарбонатных бедных руд;

4. не решены вопросы комплексного использования сырья при осуществлении KB и ПВ медных и медно-цинковых руд;

5. отсутствовали эффективные способы извлечения цинка из сложных медно-цинковых растворов;

6. не разработаны конструкции высокопроизводительных аппаратов, позволяющих механизировать и усовершенствовать способ цементации меди из растворов;

7. не предложено дешевого и технически приемлемого способа осуществления замкнутого водооборота технологических растворов без вывода их из схемы* для очистки от примесей;

8. не разработаны критерии оценки возможности выщелачивания старо-годних отвалов на месте их складирования на неподготовленном основании;

9. не определены наиболее дешевые и надежные способы подготовки растворонепроницаемых оснований для складирования отвалов перед кучным выщелачиванием;

10. нет исчерпывающих научно-обоснованных рекомендаций по рудоподготовке перед KB (по способам складирования отвалов, по сортировке и оптимизации гранулометрического состава различного типа руд и т. д.);

11. не определены критерии пригодности руд и месторождений для геотехнологии и как следствие - не сделана систематизация (паспортизация) текущего сырья как разрабатываемых, так и разведанных месторождений цветных металлов с позиций применения KB и ПВ для переработки этого сырья.

В. представленной работе сделана попытка в определенной мере решить указанные задачи, и в качестве постановки вопроса сделано предложение о корректировке геологоразведочных работ с учетом1 возможного применения геотехнологии кфазведуемым месторождениям.

6.5. ВЫВОДЫ

1. В условиях практики в течение 19 лет кучным выщелачиванием подверглись различные промышленно-генетические типы руд: медно-порфировые, ванадиево-железо-медные, медно-колчеданные. Для этих руд разработаны режимы выщелачивания, технологические параметры извлечения металлов из растворов и условия водооборота технологических растворов.

2. Решен ряд практических задач по опробованию отвалов забалансовых руд, по поверхности и бурением различными станками, испытанию на растворопроницаемость грунтов под существующими1 отвалами и изготовлению специальных гидролизующих площадок под вновь отсыпаемые отвалы.

Получен опыт восстановления перколяционной способности отвалов за счет: снятия1 верхнего слоя'выщелоченной руды с перемещением этого материала в откосы отвалов.с одновременным тем самым вовлечением дополнительно в сферу орошения руды, расположенною по периметру отвалов; рыхления отвалов на глубину до одного метра; бурения отвалов; проведения встряхивающих взрывов и т.д.

31 При выщелачивании использованы различные дешевые отходы серной кислоты. В одном случае - это загрязненный различными примесями, включая мышьяк, электролит. В результате' отпадает необходимость специальной очистки в электролизном производстве загрязненного электролита. Полезно использованы кислота и медь при-выщелачивании. При этом, мышьяк осаждается: в теле отвала в виде трудно растворимых арсенатов железа.

В' другом случае - это отходы серной кислоты, содержащие хлор. Использование такого реагента-позволило при. выщелачивании; полиметаллических руд установить переход- в^ раствор'редких и благородных металлов. В результате появляется возможность существенно'повысить комплексность использования сырья и в целом повысить экономику процесса геотехнологии.

4. Испытаны разные способы орошения отвалов зависимости от свойств выщелачиваемых руд: наливом растворов в прудки на поверхности отвалов или разбрызгиванием растворов различными дождевальными устройствами.

5. Для восполнения испаряющихся растворов, циркулирующих в технологической схеме, в основном использован рудничный водоприток, а также фекальные воды (Коунрадский рудник). Тем самым' снижается расход свежей воды.

6. Внедрен усовершенствованный способ цементации меди в барабанном цементаторе, позволяющий из бедных растворов извлекать медь до 9598%, использовать пакетированный скрап и полностью механизировать узел цементации.

7. Впервые из сложных растворов кучного выщелачивания получена партия цинкового концентрата, которая успешно переработана на Усть-Каменогорском цинковом заводе совместно с текущими на комбинате флотационными цинковыми концентратами.

8. На опытном участке Коунрадского рудника прошел испытания экстракционный способ извлечения меди из растворов выщелачивания, который следует считать подготовленным для внедрения.

9. На всех участках KB проведены микробиологические обследования, установлен видовой и количественный состав микроорганизмов и сформулирован ряд рекомендаций о возможности'активизации жизнедеятельности микроорганизмов с целью интенсификации окислитель-ныхлроцессов.

10. С учетом полученного опыта эксплуатации участков, КВ. разработаны рекомендации и технологические регламенты для' проектирования промышленных участков1 KB на Коунрадском, Кальмакырском, Вол-ковском рудниках и подземного выщелачивания на Блявинском руд-, нике.

11. На объектах выщелачивания в период отработки технологических1 схем получено более 24 тыс. т меди. Установлено, что и при небольших масштабах получения меди (от 120 до 700 т в год) производство рентабельно. Это означает, что на всех горнорудных предприятиях наряду с традиционными способами переработки руды целесообразно организовывать выщелачивание всех бедных, некондиционных руд, а также отвалов оруденелых пород.

12. В процессе строительства и освоения участков KB подготовлены инженерные и- рабочие кадры, которые в будущем способны самостоятельно на своих предприятиях решать вопросы организации и технологии выщелачивания больших объемов рудной массы.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

1. Из данных зарубежного и отечественного опыта кучного и подземного выщелачивания медных руд следует, что переработка различных бедных и некондиционных руд методом геотехнологии является чрезвычайно перспективным в части полноты и эффективности использования' минерального сырья.

В данной работе предметом исследований и промышленной реализации выбраны медные и медно-цинковые руды, которые могут быть переработаны кучным или подземным выщелачиванием и которые по технологическим или экономическим соображениям не могут быть переработаны по традиционным технологиям.

2. Впервые проведено целенаправленное обследование ряда горнорудных предприятий на предмет применения геотехнологии к переработке бедных и труднообогатимых медных и медно-цинковых руд. Только на 13 указанных в диссертации месторождениях, на рудах которых проведены исследования и установлена целесообразность внедрения кучного выщелачивания, сосредоточены миллиарды тонн руды, содержащей >30 млн.т меди и цинка (табл.13).

В диссертацию не включены многие медные, медно-молибденовые, свин-цово-цинковые и молибденовые месторождения Сибири, Бурятии, Дальнего Востока, а также Армении и Узбекистана, обследованные нами и по ряду которых проведены исследования на выщелачиваемость руд [184, 208, 235]. С учетом этих месторождений потенциальная сырьевая база для геотехнологии (KB и ПВ), изученная нами, увеличивается в несколько раз против указанной в таблице 13.

3. Изучен вещественный состав ряда медных и медно-цинковых руд, на основании которого впервые сделаны предварительные прогнозы о степени благоприятности тех или иных руд для геотехнологии. Прогнозы основаны на исследовательских данных по минералогии, петрографии, а также химического, фазового, гранулометрического состава и ряда физикохимических свойств различных руд - таких как трещинноватость, крепость, пористость, влагоемкость.

4. Изучена кинетика растворения наиболее распространенных медных и цинковых минералов методом вращающегося диска, обеспечивающего равнодоступность поверхности растворяемого образца в строго контролируемых гидродинамических условиях (метод В.Г.Левича). Данная методика позволяет получать надежные и хорошо воспроизводимые результаты. Установлены режимы и механизм растворения окисленных и сульфидных минералов меди и цинка как природных, так и искусственно* приготовленных: ZnO, Cu20, CuSi03-nH20, CuC03-Cu(0H)2, 2CuC03-Cu(0H)2, Cu2S, CuFeS2, ZnS. Установлено, что все указанные минералы растворяются в диффузионном режиме, осложненном образованием промежуточных продуктов .реакции растворения, затормаживающих диффузионные процессы. Оценена доля< участия- микроорганизмов в интенсификации растворения-ряда минералов. Единообразие методического подхода позволило выстроить последовательный ряд минералов по увеличению скорости их* растворения: халькопирит, сфалерит, халькозин, хризоколла, малахит, азурит, куприт, цинкит.

Полученные данные по кинетике растворения медных и цинковых минералов использованы как для разработки технологии выщелачивания руд различной генетики, так и для научного объяснения происходящих при этом процессов.

5. Проведены лабораторные исследования и полупромышленные испытания, в результате которых установлены оптимальные режимы выщелачивания различных генетических типов руд: медно-порфировых, медно-железо-ванадиевых, медистых песчаников и медно-колчеданных. Использован метод перколяционного выщелачивания руд, который наиболее достоверно имитирует промышленные процессы кучного и подземного выщелачивания. При этом впервые применен метод матричного планирования экспериментов. Это позволило на уровне изобретения впервые установить и научно обосновать! последовательно изменяемые режимы выщелачивания; руд по кислотности растворов, плотности орошения и паузе между орошениями в зависимости от степени обезмеживания породно-рудной массы. Установлено, что: с целью оптимизации расхода кислоты: концентрацию ее в орошающих растворах следует постепенно уменьшать;: для> получения- более: концентрированных продукционных растворовsпо? извлекаемым металлам и уменьшения1 общего объема растворов;. циркулирующих в схеме, паузу между орошениями необходимо поеледовательно1 увеличивать при?одновременном-снижениишлотности орошения: Все окисленные, а также сульфидные медно-порфировые руды преимущественно^ с: вторичной минерализацией отнесены к наиболее благоприятным как по интенсивности и полноте извлечения; металлов; так и по расходу кислоты.

Высококарбонатные; окисленные руды, например; такие как медистые: песчаники; Приуралья; активно выщелачиваются; содовыми растворами^ Сульфидные руды медистых песчаников • с учетом; современного состояния геотехнологии признаны практически непригодными для геотехнологии

Отработаны замкнутые схемы водооборота без сброса технологических растворов.

6. Усовершенствованы ранее известные, а также разработаны и опробованы новые способы извлечения меди и цинка из медных и медно-цинковых руд. Усовершенствован способ цементации меди на, железном скрапе, на уровне изобретений разработана оригинальная конструкция барабанного цементатора и оптимальные условия его работы. Конструкция барабанного; аппарата позволяет осуществлять ! непрерывный процесс цементации меди из растворов, использовать пакетированный скрап; и полностью исключить.:, ручной труд. Оптимальные условия: работы', цементатора позволяют обезмеживать растворы, до> 95-98% в течение 3-6 минут контакта раствора со скрапом и получать качественный продукт — цементационную' медь.

Опробован в опытно-промышленных масштабах экстракционный способ извлечения меди из растворов KB, который можно считать подготовленным к промышленной реализации. С положительным результатом выполнен поиск условий электролиза меди непосредственно из растворов KB актогайских руд. В лабораторных и полупромышленных условиях разработан (и в опытно-промышленных масштабах опробован) новый способ извлечения меди и цинка гидросульфидом натрия из растворов КВ.и рудничного притока. Способ позволяет получать из растворов селективно сульфидный медный и сульфидный цинковый концентраты, а также сульфидный коллективный медно-цинковый концентрат. Цинковый^ концентрат содержит более 45% цинка и соответствует существующим требованиям на этот продукт. Медный концентрат содержит свыше 50% меди.

7. На меднорудных предприятиях по нашим разработкам построено и освоено 7 опытных, опытно-промышленных и промышленных участков* KBt и участок по переработке растворов рудничного притока:

- опытный и опытно-промышленный участки на Кальмакырском руднике Алмалыкского горно-металлургического комбината;

- опытный, опытно-промышленный и промышленный участки на Коун-радском руднике Балхашского горно-металлургического комбината;

- опытно-промышленный участок на Николаевском руднике Восточно-Казахстанского медно-химического комбината;

- промышленный участок на Волковском руднике Красноуральского медеплавильного комбината;

- опытный участок переработки растворов рудничного притока с получением медного и цинкового сульфидных концентратов на Дегтярском руднике.

Кроме того, проведены многолетние испытания на участке ПВ Блявин-ского рудника Медногорского медно-серного комбината, по извлечению меди из растворов рудничного притока Уральских рудников, материалы. по которым не включены в данную работу. В процессе опытно-промышленных и промышленных испытаний на участках KB получено 16598 т меди в цементационном осадке и опытная партия цинкового концентрата, содержащая 186 т цинка и 1,6 т кадмия. В течение этого же периода из растворов рудничного притока и от ИВ на Блявинском руднике получено 7631 т меди (табл. 153). В результате на предприятиях цветной металлургии получен экономический эффект более 3.7. млн. рублей (Приложение №2). Кроме того в процессе наладки и освоения первой очереди промышленного участка KB' на Балхашском' горно-металлургическом комбинате в течение первых трех лет с учетом получения 4314 т меди при себестоимости 229руб. за 1 т меди дополнительно получен экономический эффект более 3 млн. рублей.

В период опытных, опытно-промышленных и промышленных испытаний установлено следующее: а) подтверждены все результаты лабораторных испытаний* и испытаний как по выщелачиванию руд, так и извлечению металлов из растворов б) установлены режимы отстаивания и сгущения осадка цементационной меди в вертикальных отстойниках оригинальной конструкции и в стандартных сгустителях, отработаны условия сушки сгущенного цементационного осадка, а также его грануляции и брикетирования; в) найдены условия самоочистки технологических растворов как в условиях оборота их в технологической схеме, так и путем подачи на обез-меженные отвалы и отвалы пустых пород, что послужило основанием для осуществления полного замкнутого водооборота в схеме без специальной, нейтрализации или вывода части растворов на сброс; г)- проведены микробиологические обследования* на участках кучного выщелачивания с целью определения количества и условий жизнедеятельности микроорганизмов в различных точках технологической схе

445 мы, сделаны выводы о необходимости улучшения условий их жизнедеятельности с целью активизации окислительных процессов и сформулированы соответствующие рекомендации; д) получены ценные практические сведения о возможности выщелачивания отвалов как на некоторых естественных грунтах без потери технологических растворов, так и на специально подготовленных площадках с применением битума и пиритной «сыпучки». Рекомендовано по окончании выщелачивания: очередного блока руды направлять обезмег женную породу на переработку с получением строительных материалов: щебенки и песка или на рекультивацию, как «обезвреженную», т.е. прошедшую так; называемую «химическую рекультивацию» кучным выщелачиванием.

8. Анализ полученных данных по вещественному составу руд, технологии выщелачивания и производственному опыту позволил установить критерии благоприятности применения кучного выщелачивания для месторождений различных руд с учетом географо-экономических, геологических, горно-технических, инженерно-геологических, экологических и технологических факторов (Приложение 1).

9. В процессе разработки и освоения технологических схем создано более 50 изобретений на способы переработки руд выщелачиванием, извлечения металлов из растворов и на создание нового оборудования и приборов.

10.Учитывая наличие обширной сырьевой базы для геотехнологии, а также полученный опыт проведения исследований и внедрения, можно прогнозировать возможность производства цветных металлов в России кучным и подземным выщелачиванием сотни тысяч тонн в год со значительно меньшими капитальными и эксплуатационными затратами по сравнению с традиционными способами переработки руд.

11 .Предлагается создать государственную законодательную базу, запрещающую разрабатывать новые месторождения цветных металлов, в тех промышленно развитых районах, в которых имеются законсервированные отработанные» месторождения, в которых фактически оставлена половина ценного сырья. Применение к доработке таких месторождений геотехнологии (KB и ПВ) позволит с меньшими капитальными затратами обеспечить экономику страны необходимыми металлами и материалами, принципиально улучшить экологию в районах этих месторождений и сохранить в России невосполнимые ценнейшие запасы минерального сырья на длительную стратегическую перспективу.

1. Арене В.Ж. Физико-химическая геотехнология. //М.: РАЕН, МГГУ, 2001,656 с.

2. Podany, Т., In: Proceedings of the International Conference on Use of Microorganisms in Hydrometallurgy. //Hungaiy, 1980, p. 109.

3. Brierley C.L. Crit. Rev. Microbiol., 1978, N6, p.207.

4. Барабошкин C.H. Гидрометаллургия меди. //Свердловск, M.: Государственное научно-техническое издат. литературы по черной и цветной металлургии, 1941. -140 с.

5. Grinvud К.К. Engineering and Mining Journal-Press, 1926, v. 121, N13, p.518.

6. Dennis W.H. Mine Quany Engineering, 1947, v. 13, N5, p. 140.

7. Weed P.S. Mining Engineering, 1956, v.8, N7, p.721.

8. Heins R. Engineering and Mining Journal, 1967, v. 168, N8, p.75.

9. Гидрометаллургическая переработка окисленных руд и отвалов в США. Обзор литературы за период 1966-1969 г.г. //Отчет ин-та Гинцветмет, Москва, 1969.

10. Sheffer H.W. and Evans L.G. Bureau of Mines Information Circular, N8341, U.S. Departament of the Interior, 1968.

11. Цветная металлургия, 1967, N12, c.50. (Реферат обзорной статьи из журнала Mining Engineering, 1966, v. 18, N6, р.70 под ред. Paul С. Merrit).

12. Синявер Б.В., Цейдлер А.А. Гидрометаллургия меди. //М.: Цветметин-формация, 1971. -113 с.

13. The Chamber of Mines Journal, 1965, N4, p.54. (Реферат в бюллетене Цветная металлургия, 1966, N8, с.49).

14. Houot R. Annales des Mines, 1967, N5, p.291-319.

15. Engineering and Mining Journal, 1967, January, N1, p.69, 97-100. (Реферат в бюллетене Цветная металлургия, 1967, N13).16. Iron Age 1967,N12,р.49.17,18