автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Научные и практические основы рациональной технологии переработки серебросодержащих концентратов по комбинированной обогатительно-металлургической схеме

На правах рукописи

Для служебного пользования Экз. № 2

УДК 669.223

СЕДЫХ Владимир Ильич

НАУЧНЫЕ И ПРАКТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ РАЦИОНАЛЬНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ ПО КОМБИНИРОВАННОЙ ОБОГАТИТЕЛЬНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ

Специальность 05.16.02 - Металлургия черных, цветных

и редких металлов

АВТОРЕФЕРАТ диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Иркутск-2001

Работа выполнена в Иркутском государственном техническом университете

Научные консультанты:

доктор технических наук, профессор С.Б. Полонский доктор технических наук, профессор Г.Г. Минеев

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор A.C. Черняк доктор технических наук, профессор В.Ф. Борбат доктор технических наук, профессор А.Д. Михнев

Ведущее предприятие:

ОАО «Бурятзолото»

Защита состоится 28 июня 2001 года в Ю00 часов на заседании диссертационного совета Д 212.073.02 при Иркутском государственном техническом университете по адресу: 664074, Иркутск, ул. Лермонтова, 83.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Иркутского государственного технического университета.

Автореферат разослан « ^ »_М&Й 2001 г.

Ученый секретарь диссертационного совета профессор

Салов В.М.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

АКТУАЛЬНОСТЬ РАБОТЫ. В настоящее время сереброперерабатыва-ющий комплекс России испытывает значительные трудности, связанные с распадом Советского Союза и потерей металлургической базы по переработке концентратов, получаемых из собственно серебряных руд. Такая ситуация привела к тому, что общие объемы производства первичного серебра в России сократились за период с 1993 по 2000 г. более, чем на 25 %.

В наиболее тяжелом положении оказался Дукатский горно-обогатительный комбинат, разрабатывающий уникальное по запасам и содержанию серебра месторождение. До 1993 г. серебросодержащие концентраты Дукатского ГОКа направлялись на Усть-Каменогорский свинцово-цинковый комбинат, однако в современных условиях это оказалось экономически нецелесообразым из-за многократного увеличения транспортных тарифов, монопольного установления стоимости переработки и взимания таможенных пошлин. Попытки руководства комбината организовать переработку концентратов в Канаде не привели к ожидаемым результатам.

Одна из причин кризисной ситуации заключается в том, что по своему вещественному составу дукатские флотоконцентраты не представляют особой ценности для заводов цветной металлургии и, одновременно, являются упорными при цианировании.

В сложившихся условиях организация переработки серебросодержащих концентратов на территории Российской Федерации является важной народнохозяйственной задачей.

Работа выполнена в соответствии с межвузовской научно-технологической программой «Платиновые металлы, золото и серебро России» по направлению «Разработка, проверка и внедрение новых технологических процессов обогащения и переработки упорного, забалансового, ранее не перерабатываемого золото-, серебросодержащего сырья и отвалов», планом НИР Иркутского государственного технического университета по проблеме «Исследование и освоение прогрессивных процессов извлечения драгоценных металлов и алмазов из нестандартных руд, упорных концентратов и продуктов обработки россыпей», а также Грантом Российского фонда фундаментальных исследований РАН № 96-15-98277 «Поддержка научной школы С.Б. Леонова» на 1997-1999 гг.

ЦЕЛЬЮ РАБОТЫ является разработка научных и практических основ рациональной технологии переработки серебросодержащих концентратов, сочетающей высокоэффективные обогатительные и металлургические процессы; создание пирометаллургической технологии извлечения благородных металлов из высококачественных концентратов методом электроплавки на внутренний коллектор.

МЕТОДЫ ИССЛЕДОВАНИИ. Математическое моделирование физико-химических процессов методом минимизации свободной энергии с помощью про-

граммного комплекса «Селекгор-С». Кинетический анализ топохимических процессов. Электровибрационный и двухэлектродный контактный методы измерения вязкости и электропроводности расплавов. Твердофазные взаимодействия исследованы методами высокотемпературной рентгенографии и термогравиметрии в сочетании с дифференциально-термическим анализом. Методы изучения состава исследуемого сырья: рентгеноструктурный, микрорентгеноспектральный, лазерной спектроскопии, а также минералогический, пробирный, атомно-абсор-бционный, спектральный и химический. Исследования проведены в лабораторном, укрупненно-лабораторном и опытно-промышленном масштабах.

НАУЧНАЯ НОВИЗНА. Впервые теоретически обоснована и экспериментально подтверждена необходимость использования в процессе флотационного обогащения упорных серебряных руд колонных флотомашин, в которых реализован принцип самовыравнивания диссипации энергии в объеме флотационного аппарата, что позволяет устранить крупномасштабное вихревое движение и обеспечить оптимальные условия минерализации газовой фазы со значительным увеличением скорости флотации и удельной производительности аппарата. Полученные по данной технологии высококачественный серебросодержа-щий концентрат и промпродукт максимально удовлетворяют требованиям пиро-и гидрометаллургических процессов их переработки.

Разработаны теоретические основы электроплавки высококачественных серебросодержащих концентратов на внутренний коллектор, заключающиеся в установлении неизвестных ранее закономерностей окислительно-восстановительного обжига концентрата и плавки полученного огарка в присутствии флюсов. При этом впервые:

—установлено влияние углерода на протекание окислительно-восстановительных процессов при обжиге концентрата, которое заключается в смещении реакций образования промежуточных соединений и конечных продуктов в системах «РЬ-Б-О» и «Си-Б-О» в сторону более низких температур;

- выявлена последовательность превращений при взаимодействии сульфидов серебра, свинца и меди с карбонатом натрия в присутствии углерода;

- изучена кинетика окислительного и окислительно-восстановительного обжига высококачественного серебросодержащего концентрата: определены зависимости скорости окисления сульфидной серы от температуры и установлены кинетические режимы окисления;

- установлена взаимосвязь между извлечением благородных металлов в сплав и соотношением в огарке сульфидной и сульфатной серы, что позволяет избежать штейнообразования в процессе плавки и сократить до минимума потери благородных металлов со шлаком;

-для плавки серебросодержащих концентратов с повышенным содержанием кремнезема предложены составы шлаков системы «8Ю2-№20-Са0», обеспечивающие эффективное протекание ликвационных и восстановительных процессов;

- определены формы потерь цветных и благородных металлов в шлаках электроплавки, которые связаны со штейновой фазой вторичного происхождения и корольками металла, неуспевшими выделиться в донную фазу.

Впервые изучены рафинирующие свойства синтетических шлаков «БЮг-КаР». На основании построения диаграммы состояния системы «ЗЮг-ИаР», исследования вязкости расплавов и технологических испытаний предложен оптимальный состав покровно-рафинирующего флюса, обеспечивающий получение сплава Доре при огневом рафинировании чернового серебра за одну операцию.

ПРАКТИЧЕСКАЯ ЗНАЧИМОСТЬ. На основе сформулированных в дис-' сертации общих принципов и научных положений разработана рациональная технология переработки серебросодержащих концентратов по комбинированной схеме, включающей сочетание высокоэффективных обогатительных и металлургических процессов, защищенных патентами РФ.

Внедрение на Дукатском ГОКе колонных флотомашин с нисходящим пуль-по-воздушным потоком позволило получить в цикле перечистных операций два товарных серебросодержащих продукта. При этом в высококачественный концентрат, выход которого составил 35-45% от общего объема производства, перешло 75-80% цветных и до 70% благородных металлов. Выход промпродукта с содержанием серебра 6,0-6,8 кг/т составил соответственно 55-65%. Очистка промпродукта от основной массы физических и химических депрессоров благородных металлов позволяет легко перерабатывать последний методом прямого цианирования.

На основании разработанной пирометаллургической технологии переработки высококачественного серебросодержащего концентрата, включающей окислительно-восстановительный обжиг концентрата и электроплавку полученного огарка в присутствии флюсов, институтом «Сибгипрозолото» выполнены технико-экономическое обоснование, а затем рабочий проект строительства цеха пирометаллургической переработки концентратов Дукатского ГОКа на Ангарском электролизном химическом комбинате.

Суммарный экономический эффект, принятый при проектировании и строительстве пирометаллургического производства по переработке высококачественных серебросодержащих концентратов, составляет 855 тыс. $ в год.

НА ЗАЩИТУ ВЫНОСИТСЯ:

- комплекс физико-химических исследований, обосновывающий необходимость сознания комбинированной обогатительно-металлургической схемы переработки серебряных руд месторождения «Дукат»;

- результаты термодинамического и кинетического анализа процессов при обжиге и плавке высококачественного серебросодержащего концентрата, полученного по комбинированной схеме;

- данные лабораторных испытаний по оптимизации режимов обжига и плавки серебросодержащего концентрата на внутренний коллектор;

- научно-практические рекомендации по рафинированию чернового серебра синтетическим шлаком системы «БЮг-МаР».

- технологические решения по организации комбинированной схемы на Дукатском горно-обогатительном комбинате и Ангарском ЭХК.

АПРОБАЦИЯ РАБОТЫ. Результаты работы докладывались и обсуждались на Международном совещании «Научные и практические аспекты добычи цветных и благородных металлов» (Хабаровск, 2000 г.), II Конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, 1999 г.), Международных и Всероссийских научно-технических конференциях: «Золото Сибири» (Красноярск, 1999 г.), «Научные основы, методы и технологии разделения минеральных компонентов при обогащении техногенного сырья» (Плаксинские чтения, Иркутск, 1999 г.), «Современное состояние и перспективы развития алюминиевой промышленности» (Иркутск, 1999 г.), «Технологические и экологические аспекты комплексной переработки минерального сырья» (Иркутск, 1998 г.), «Металлургия - 21 век» (Красноярск, 1998 г.), «Проблемы извлечения благородных металлов из руд, отходов обогащения и металлургии» (Екатеринбург, 1997 г.), научно-технических конференциях профессорско-преподавательского состава Иркутского государственного технического университета.

ПУБЛИКАЦИИ. По материалам диссертации опубликовано 48 научных работ, в том числе 2 монографии и 2 патента РФ.

СТРУКТУРА И ОБЪЕМ РАБОТЫ. Диссертация состоит из введения, 5 глав, выводов, списка литературы из 203 наименований, содержит 280 страниц основного текста, включая 63 рисунка и 37 таблиц.

1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНИКИ И ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ СЕРЕБРА ИЗ СОБСТВЕННО СЕРЕБРЯНЫХ РУД

Дукатское месторождение собственно серебряных руд, расположенное на северо-востоке России в Омсукчанском районе Магаданской области, по общим и подтвержденным запасам серебра является крупнейшим в РФ и входит в первую тройку мировых месторождений серебра. Особенностью указанных руд является относительно высокое содержание в них серебра (400-600 г/т), а также присутствие некоторого количества золота (до 1 г/т), что в совокупности определяет их значительную товарную ценность. Технологическая схема обогащения серебряных руд включает межцикловую, основную и контрольную флотацию, а также три перечистки. Получаемые по такой схеме концентраты содержат 8-15 кг/т серебра, 5-30 г/т золота, 2,0-9,0% цинка, 1,8-6,0% свинца, 0,5-2,5% меди, 0,05-0,1% мышьяка.

В мировой практике используют два основных способа извлечения благородных металлов из серебро содержащих концентратов - пирометаллургический

(плавка на внешний коллектор) и гидрометаллургический (цианирование). Применительно к дукатским флотоконцентратам эффективность указанных способов невысока.

Пирометаллургия серебросодержащих концентратов основана на их использовании в качестве кислых флюсов при шахтной, отражательной или автогенной плавке медных и свинцовых концентратов. В процессе переработки благородные металлы коллектируются медным штейном или черновым свинцом и извлекаются при их рафинировании. К общим недостаткам пирометаллургии серебра на заводах цветной металлургии следует отнести:

- высокие транспортные расходы, связанные с доставкой тысяч тонн концентрата из Магаданской области на Урал или в Казахстан, которые оплачиваются производителем;

- поставляемые концентраты по минеральному составу не соответствуют требованиям ТУ на стандартные кислые флюсы, что оказывает отрицательное влияние на производительность металлургических агрегатов основного производства;

- сквозное извлечение серебра не превышает 85-93%.

Прямое цианирование дукатских флотоконцентратов возможно лишь при чрезвычайно высоком расходе ИаСЫ - 20-30 кг/т и выше. Это связано с тем, что они обладают практически полным набором факторов, отрицательно влияющих на процесс. Улучшить технологические показатели цианирования удается за счет введения дополнительных операций предварительной кислотной обработки концентрата, его сульфатизирующего обжига или автоклавного окисления. Практическая реализация таких технологий потребует значительных капитальных затрат и в сложившихся на Крайнем Севере условиях нереальна.

Применение тиокарбамида - эффективного растворителя благородных металлов из руд и концентратов с повышенной сульфидной минерализацией сдерживается из-за:

- отсутствия крупнотоннажного производства на территории РФ;

- необходимости использования весьма дорогостоящего кислотоупорного оборудования, часть которого может быть изготовлена только из титана;

- нерешенности вопроса о токсичности растворителя.

2. ВЫБОР И ОБОСНОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНЫХ ВАРИАНТОВ ПЕРЕРАБОТКИ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ

2.1. Технологическая типизация концентратов

В зависимости от характера связи серебра с другими рудными и породообразующими компонентами, серебросодержащие концентраты могут быть отнесены к различным технологическим типам, каждому из которых соответствует своя рациональная технология металлургической переработки.

Комплекс исследований по технологическому опробованию концентратов Дукатского ГОКа, включающий детальную оценку химического и минерально-

го состава, форм нахождения золота, серебра и попутных ценных компонентов, гранулометрическую характеристику золота и серебра, текстурно-структурные особенности материала, позволил выявить следующие его особенности.

По данным минералогического анализа во флотоконцентрате по массе преобладают породообразующие минералы - кварц, опал, халцедон, полевые шпаты, карбонаты. Их доля составляет 75%. Рудные минералы представлены в основном сульфидами: пиритом (марказитом), сфалеритом, галенитом, халькопиритом, ковеллином, халькозином, а также оксидами - магнетитом и пиролюзитом. Благородные металлы представлены самородным серебром, кюстелигом, сульфидами серебра (аргентитом, акантитом, серебряной чернью) и золотом. Из вторичных минералов в небольшом количестве присутствуют гидроксиды железа и марганца, представленные лимонитом и псиломеланом. Наиболее обогащены серебром и его минералами сульфид меди - ковеллин (до 17,8 кг/т) и изоморфная смесь оксидов железа и марганца (до 5,5 кг/т).

Серебро, основной ценный компонент в представительной пробе концентрата, по абсолютному содержанию (12750 г/т) значительно превышает содержание золота (15 г/т). Совокупная ценность серебра и золота составляет 96,8-97,6%, что позволяет однозначно отнести дукатский концентрат к серебряному золотосодержащему классу. Металлургическая переработка такого материала должна осуществляться по технологиям, обеспечивающим, в первую очередь, максимальное извлечение серебра и золота, а затем уже сопутствующих цветных металлов.

Технологическая упорность дукатского флотоконцентрата в процессе цианистого выщелачивания - наиболее дешевого в золотодобывающей промышленности способа получения товарной продукции - оценивалась методом рационального анализа (табл. 1).

Данные рационального анализа позволяют установить технологический тип исследуемого материала путем экспериментального определения величин, входящих в выражение:

Ке = [\-(КФ+КХ+Кс)], где: Ке - коэффициент извлечения серебра или золота в растворы на стадии цианистого выщелачивания;

Кф, Кх и Кс - соответственно коэффициенты физической, химической депрессии и сорбционной активности материала, которые оцениваются долей благородных металлов, не извлекаемых при цианировании в результате влияния сопутствующих компонентов.

В связи с отсутствием в концентрате природных сорбентов, способных осаждать растворенные Ag и Аи, эта задача упрощается.

Расчет коэффициентов физической и химической депрессии осуществлялся в соответствии с методическими рекомендациями по типизации руд, разработанными В.В. Лодейщиковым и А.В. Васильевой (Иргиредмет, 1997).

Таблица 1

Результаты рационального анализа концентрата на серебро и золото

Форма нахождения серебра и золота и характер связи их с рудными компонентами Распре ние се ;деле-ребра Распределение золота

г/т % г/т %

В металлической форме (амальгамируемое) 166 1,3 0,1 0,7

В виде металлических сростков с сульфидными компонентами (планируемое) 2512 19,7 9,7 64,7

Ассоциированные с сульфидами (цианируемое) 9256 72,6 3,7 24,7

Ассоциированные с окисленными соединениями свинца, мышьяка и сурьмы, сульфосоли серебра 153 1,2 0,4 2,6

Ассоциированные с оксидами и гидроксидами железа и марганца 217 1,7 0,2 1,3

Тонковкрапленное в сульфидах 395 3,1 0,7 4,7

Тонковкрапленное в породообразующих (кислотонерастворимых) минералах 51 0,4 0,2 1,3

Итого (исходный концентрат) 12750 100,0 15,0 100,0

Цианирование дукатского флотоконцентрата в «стандартных» условиях (непрерывное выщелачивание хвостов амальгамации в течение 32 часов 0,2% раствором ЖСИ в присутствии 3 кг/т СаО) переводит в раствор 89,5% серебра и 87,6% золота, что позволяет отнести его к категории упорных.

Доля серебра, не извлекаемого при цианировании без специальной химической обработки концентрата, составляет 6,7%. Соответственно расчетный коэффициент физической депрессии Кф равен 0,064. При этом основные потери связаны с серебром, тонковкрапленным в сульфидах цветных металлов и железа. Депрессирующее действие оксидов и гидроксидов железа и марганца в процессе цианирования проявляется значительно слабее.

Коэффициент химической депрессии/Сгсеребра, рассчитанный по разности извлечения в «стандартных» условиях и при проведении рационального анализа (1 и 2 стадии цианирования) оказался равным 0,041. Химическая депрессия серебра, исходя из данных минералогического и микрорентгеноспектраль-ного анализа, обусловлена отрицательным влиянием сульфидов меди - ковел-лина и халькозина.

Для золота коэффициенты Кф и Л>составляют соответственно 0,099 и 0,025, т.е. химическая депрессия в этом случае выражена слабее.

Таким образом, серебряный золотосодержащий флотоконцентрат Дукатского ГОКа следует отнести к категории упорных. Д ля него в процессе цианистого вы-

щелачивания характерна как ххмическая, так и физическая депрессия благородных металлов (технологические типы «Б» и «В»), Согласно методическим рекомендациям он соответствует технологическим разновидностям Бе <цм) и Вси. Универсальной технологии переработки концентратов такого типа не существует.

Опыт отечественной и зарубежной золотодобывающей промышленности приводит к выводу, что для переработки руд и концентратов с комбинированной формой технологической упорности «Б» и «В» наиболее приемлемы следующие варианты переработки :

1. Отправка концентратов на пирометаллургические заводы цветной металлургии;

2. Цианирование концентрата после механического, химического или термического вскрытия ассоциирующих серебро и золото минералов;

3. Выведение химических депрессоров благородных металлов до стадии цианирования путем механического или химического обогащения с последующей переработкой полученных продуктов в отдельном цикле;

4. Гидрометаллургическая переработка концентратов с использованием нецианистых растворителей золота и серебра.

Представленный выше анализ современного состояния сереброперераба-тывающего комплекса РФ позволяет заключить, что в сложившихся условиях варианты 1 и 4 являются наиболее дорогостоящими. Вариант 2 связан с коренной реконструкцией Карамкенского ГОКа, перерабатывавшего золото-серебряные руды по схеме прямого цианирования, что также представляется малоэффективным, вследствие значительных капитальных затрат на установку кислотостойкого оборудования или обжиговых печей. Вариант 3 - подготовка сереб-росодержащих концентратов к металлургической переработке в отдельном цикле на стадии механического или химического обогащения руды, до настоящего времени вообще не рассматривался.

2.2. Предпосылки создания комбинированной схемы

Эффективная реализация варианта переработки концентратов Дукатского ГОКа, предусматривающего выведение химических депрессоров благородных металлов до стадии цианирования путем механического обогащения, связана с созданием комбинированной обогатительно-металлургической схемы. В основу разрабатываемой технологии заложен нетрадиционный подход к решению проблемы - необходимость получения на стадии обогащения руды двух концентратов, вещественный состав которых максимально удовлетворяет требованиям гидро- и пирометаллургических процессов.

Обогатительная часть комбинированной схемы базируется на использовании флотационных машин нового поколения, разработанных в ИрГТУ, в которых впервые реализован принцип самовыравнивания диссипации энергии в объеме флотационного аппарата, что позволяет устранить крупномасштабное вихревое движение и обеспечить оптимальные условия минерализации газовой

фазы со значительным увеличением скорости флотации и удельной производительности аппарата. Конструктивно это достигается путем использования нисходящего пульповоздушного потока.

В процессе проведения укрупненно-лабораторных испытаний колонных флотомашин непосредственно на Омсукчанской ЗИФ были получены высококачественные концентраты с содержанием серебра от 20 до 42 кг/т и промпро-дукты, содержащие 3,5-7 кг/т Ag.

Степень упорности промпродукта при цианировании оценивалась методом рационального анализа. Анализируемая проба содержала 6240 г/т серебра, 7,8 г/т золота, 0,95% цинка, 0,90% свинца и 0,31% меди.

Данные рационального анализа приводят к выводу, что исследуемый материал, по отношению к процессу цианистого выщелачивания, соответствует технологическому типу «А». В сравнении с концентратом, полученным по традиционной схеме обогащения, коэффициенты физической депрессии Кф серебра и золота при цианировании промпродукта значительно меньше и составляют 0,049 и 0,080 соответственно. Цианирование промпродукта в «стандартных» условиях позволяет перевести в жидкую фазу 92,2% Ag и 89,9% Аи. В этом случае для серебра коэффициент химической депрессии Кх = 0,029, для золота Кх = 0,026. Переработку такого материала следует проводить с использованием стандартных режимов измельчения, выщелачивания и обезвреживания сточных вод.

Для богатых серебряных концентратов с повышенной сульфидной минерализацией наиболее технологически и экологически приемлемым процессом, позволяющим эффективно извлекать благородные металлы в черновой сплав, является электроплавка на внутренний коллектор.

Большой объем работ, посвященных изучению вещественного состава концентратов Дукатского ГОКа, их технологической типизации с оценкой возможных вариантов переработки, позволяет заключить, что в современных условиях наиболее рациональной является комбинированная обогатительно-металлургическая схема переработки, представленная на рис. 1.

3. ТЕРМОДИНАМИЧЕСКИЙ И КИНЕТИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ ПРОЦЕССОВ ПРИ ОБЖИГЕ И ПЛАВКЕ ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННОГО СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩЕГО КОНЦЕНТРАТА

Электроплавка серебросодержащих концентратов на внутренний коллектор, основанная на свойстве свинца и меди, содержащихся в концентрате в количествах, сопоставимых с серебром, коллектировать благородные металлы в процессе восстановительно-растворительной плавки, включает две основные операции: обжиг концентрата и плавку огарка в присутствии флюсов.

В этой связи значительный интерес вызывает поведение при обжиге и плавке сульфидов серебра, свинца и меди, окислительно-восстановительные процессы с участием которых определяют эффективность выделения благородных металлов в черновой сплав.

Конценграт основной флотации

)

КОЛОННАЯ ФЛОТАЦИЯ

Высококачественный концентрат_

Промпродукт

Восстановитель

ОБЖИГ

И

ЦИАНИРОВАНИЕ

Раствор

Флюсы

ЭЛЕКТРОПЛАВКА

СГУЩЕНИЕ И ФИЛЬТРАЦИЯ

Сплав серебросодержащий

Шлак

Раствор А§, Аи Хвосты

Алюминий

К

ЦЕМЕНТАЦИЯ

Раствор

Осадок серебросодержащий

ПЕРЕРАБОТКА

ПЕРЕРАБОТКА

АФФИНАЖ АФФИНАЖ

Рис. 1. Комбинированная обогатительно-металлургическая схема переработки серебросодержащих концентратов

3.1. Термодинамический анализ окислительно-восстановительных процессов с участием сульфидов серебра, свинца и меди

Термодинамический анализ окислительно-восстановительных процессов осуществлялся методом математического моделирования с использованием программного комплекса «Селектор-С», который успешно применяется в качестве инструмента детального исследования в геохимии, металлургии, обогащении полезных ископаемых и т. д.

Расчеты осуществлялись в температурном интервале 100-1200 °С с точностью 1° при общем давлении газовой фазы 105 Па (1 бар).

В процессе постановки модельных экспериментов решались следующие задачи:

1. Установление закономерностей окисления сульфидов серебра, свинца и меди кислородом.

2. Определение влияния углерода и продуктов окислительно-восстановительного обжига на характер получаемых соединений.

3.Изучение химизма реакционной плавки, основанной на взаимодействии сульфидов серебра, свинца и меди с карбонатам натрия в присутствии углерода.

Исследование взаимодействия сульфида серебра с газообразным кислородом осуществлялось применительно к окислению 1 моля А§28 при изменении содержания кислорода (IV) в системе «Ag-S-0» от 1 до 4 молей.

Из анализа полученных зависимостей следует, что сульфид серебра является легкоокисляемым соединением. В продуктах взаимодействия аргентита-акантита с кислородом присутствуют металлическое серебро, сульфат серебра, а также смеси металлического серебра с сульфидом или сульфатом. Количественное соотношение продуктов окисления А&8 определяется содержанием кислорода в системе. Образование А&БОд является первичной реакцией окисления сульфида серебра, которая становится термодинамически вероятной с температуры 100 °С. Начиная с 214 °С полного перевода серебра в металлическую фазу можно добиться при окислении 1 моля А^Б 2 молями О, что обеспечивает количественное протекание реакции

А£2В04 + Аё2$ = 4Аё + 2302. (1)

В отличие от сульфида серебра, процессы окисления сульфидов цветных металлов протекают по более сложным схемам.

Расчеты равновесных составов в системе «РЬ-8-О» проводились применительно к окислению 1 моля РЬБ при изменении содержания кислорода (ТУ) от 1 до 4 молей. «Стехиометрическое» содержание кислорода (N=3) соответствует суммарной реакции:

РЬБ+ 1,502 "РЬО + БСЬ. (2)

Данные, полученные в ходе проведения модельных экспериментов, приводят к выводу, что окисление сульфида свинца газообразным кислородом является сложным гетерогенным процессом, который включает ряд химических стадий. Набор химических реакций, интервалы их протекания, количественное соот-

ношение промежуточных и конечных продуктов реакций определяются температурой и содержанием кислорода в системе.

Из графической интерпретации результатов расчетов, представленных на рис. 2*, следует, что первичным продуктом окисления сульфида свинца является PbS04. В зависимости от значения N сульфат свинца, как самостоятельное соединение, может полностью исчезать из системы при 720 °С (N= 1) или сохраняться в неизменном виде вплоть до температуры разложения 1080 °С (М= 4).

По наиболее сложному пути окисление PbS идет в «стехиометрических» условиях (рис. 2в). Последовательность ряда превращений, определяющих химизм процесса, выглядит следующим образом:

720 °С PbS + 7PbS04 = 4(Pb0PbS04) + 4S02; (3)

863 °С PbS + 10(PbO-PbSO4) = 7(2Pb0-PbS04) + 4S02; (4)

910 °C PbS + 2Pb0PbS04 = 5Pb+3S02; (5)

930 °C 3(2Pb0 PbS04) + S02 = 4(Pb0-PbS04) + Pb; (6)

965 °C Pb0PbS04 + Pb = ЗРЬО + S02. (7)

Первый этап взаимодействия сульфида свинца с его сульфатом, фиксируемый при температуре 720 °С, сопровождается образованием по реакции (3) основного сульфата свинца Pb0-PbS04, который в условиях избытка PbS при 863 °С переходит в двухосновной сульфат 2Pb0-PbS04. Появление металлического свинца при 920 °С обусловлено протеканием реакции между оставшимся в системе PbS и двухосновным сульфатом свинца. Наблюдаемая схема образования металлического свинца:

PbS PbS04 -> Pb0-PbS04 -> 2Pb0-PbS04 -> Pb, характерна для окисления галенита при недостатке кислорода (N< 3).

Таким образом, химизм окисления галенита в присутствии газообразного кислорода определяет, в первую очередь, соотношение между PbS и первичным сульфатом свинца. При недостатке кислорода стабильными продуктами окисления являются металлический свинец, его смесь с оксидом или сульфидом. В «стехиометрических» условиях и при избытке кислорода окисление PbS заканчивается образованием оксида свинца. Полный перевод свинца в металлическую фазу достигается при окислении 1 моля PbS 2 молями кислорода.

Окисление газообразным кислородом сульфида меди (I) - халькозина значительно отличается по своему химическому механизму от окисления галенита, что наглядно представлено на рис. 3.

В «стехиометрических» условиях (N= 3) первичным и единственным продуктом окисления халькозина является оксид меди (I), который образуется при 405 °С (рис. Зв). СщО весьма устойчивое соединение и существует во всем исследованном интервале температур.

* Во избежание излишнего усложнения рисунков, на них отсутствуют равновесные концентрации SO2.

1,0

л

4

§ 0,8 а

о 0,6 о ' !Н

5 0,4

о а о

я 02

са О*

а

РЬБ ^-

РЬ«

грю-рьяо, РЬБСЬ \

ЬЬОРЬЭОД

500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

Рис. 2. Фазовые равновесия при окислении галенита: а - N = 1; б ~ N = 2; в ~ N = 3; г-ЛГ-4

0

ё

о о

2,0 1,0 . а Сит Гей« г

0,8 Си^

0,6

0,4 Си20

0,2 §2

0 . . , ,

400 500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

400 500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

2,0 1,0

0,8 0,6 0,4 0,2 0

е 2,о

о

il^Q

8 «

3 0,6

ж '

и

0

§ 0,4 я

1 0,2

400 500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

СТ\

I

400 500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

Рис. 3. Фазовые равновесия при окислении халькозина: а - N = 1; б - N = 2; в - N = 3; г - N = 4

Недостаток или избыток кислорода значительно усложняет процесс окисления халькозина. При 1 химизм окисления можно представить в следующем

виде (рис. 2а):

405 °С 2Cu2S + 302 = 2Си20 +- 2S02; (8)

776 °С Cu2S + 2Cu20 = 6Cu + S02; (9)

1129 °С 2Cu2S 4Cu + S2. (10)

На начальном этапе взаимодействия халькозин непосредственно окисляется до оксида меди (I) по реакции (10). Появление металлической меди по реакции (9) при 776 °С обусловлено протеканием реакции между сульфидом и оксидом меди (I). Оставшийся в системе Си2Э при 1129 °С диссоциирует по реакции (10).

При недостатке кислорода, в продуктах окислительного обжига халькозина могут существовать металлическая медь и ее смеси с оксидом и сульфидом, что определяется соотношением между Си28 и Си20.

В условиях избытка кислорода (И = 4) процесс может быть представлен

следующим рядом уравнений:

405 °С 3Cu2S + 602 = 2Cu20 + 2CuS04 + S02; (И)

623 °С Cu20 + 4CuS04 = 3Cu0CuS04; (12)

788 °С Cu20 + Cu0 CuS04 = 4CuO + S02; (13)

> 800 °C 4CuO 2Cu20 + 02; (14)

В этом случае окисление халькозина сопровождается появлением ряда промежуточных соединений - CuSO,», CuOCuSO-t, CuO.

Исследование термодинамических равновесий в системах «Pb-S-O-C» и «Cu-S-O-C» приводит к выводу, что последовательность реакций окисления в целом остается аналогичной представленной выше. Углерод непосредственного участия в окислительно-восстановительных процессах не принимает. При низких температурах он реагирует с кислородом, с образованием С02, и в таком виде существует во всем исследованном интервале температур. Присутствие в газовой фазе С02 сдвигает начало ряда реакций, характерных для окисления галенита и халькозина, в сторону более низких температур.

Так, начало образования основного сульфата свинца по реакции (3) сместилось с 720 °С до 580 °С. Температуры появления 2Pb0-PbS04 и РЬ по реакциям (4) и (5) снизились на 20-60 °С. Следует отметить, что значительное влияние на начало восстановительной реакции (5) оказывает содержание кислорода в системе. При N = 1 температура появления металлического свинца составляет 858 °С, при N = 2 - 884 °С, при N = 3 - 898 °С. В окислительных условиях (рис. 2) данная реакция начинается с температуры 920 °С.

Аналогичные закономерности зафиксированы при моделировании окисления 1 моля Си20 в присутствии 0,2 молей углерода (табл. 2).

Таблица 2

Температуры начала реакций в системах «Си-Б-О» и «Си-Б-О-С»

Реакция Темпе ратура начала реакций, °С

Си-8-О Си-8-О-С

ДГ= 1-3 1 N=2 #=3

2Си28 302 = 2Си20 + 2802 405 330 342 365

Си28 + 2СигО = 6Си + 802 776 715 747 758

Проведенный термодинамический анализ окислигельно-восстановитель-ных процессов с участием сульфидов серебра, свинца и меди позволяет сделать следующие рекомендации по обжигу серебросодержащего концентрата:

- для создания условий, обеспечивающих перевод серебра, свинца и меди в металлическую форму, обжиг необходимо проводить в условиях недостатка кислорода;

- количественные соотношения РЬБ^ЬБО) и СигБ'.СигО при температурах обжига 600-700 °С должны составлять 1:1 и 1:2 соответственно, что при последующей плавке обеспечит максимальное восстановление свинца и меди;

-добавка в шихту обжига углерода способствует смещению реакций между исходными сульфидами цветных металлов и продуктами их окисления в область более низких температур.

В теории металлургических процессов реакционными принято называть плавки, в основе которых лежат реакции между сульфидами и оксидами металлов. В этой связи представляет интерес изучение взаимодействия сульфидов серебра, свинца и меди с карбонатом натрия, который выполняет роль основного флюса при плавке серебросодержащего концентрата.

Результаты физико-химического моделирования взаимодействия карбоната натрия с РЬБ, Ag2S и СигЭ приводят к выводу, что наиболее легко взаимодействует с №2СОз галенит. Реакция между ними начинается при температуре 806 °С и протекает по следующей схеме:

4РЬ8 +- 4№2СОз = 4РЬ + ЗИагБ + Ка2804 + 4С02. (15)

В интервале температур 806-980 °С данная реакция имеет плавный ход и сопровождается образованием 37% металлического свинца от исходного количества. Полностью в металлическую фазу свинец переходит при 990 °С.

Сульфид серебра начинает взаимодействовать с ЫагСОз при более высокой температуре - 842 °С :

4А&8 + 4Ыа2С03 = 8Ag + З^Б + N32804 + 4С02. (16)

Температурный интервал протекания этой реакции значительно уже. Восстановление серебра из сульфида заканчивается при 920 °С.

Реакция между карбонатом натрия и халькозином с выделением металлической меди

4Cu2S + 4Na2C03 = 8Cu + 3Na2S + Na2S04 + 4C02, (17)

является наиболее высокотемпературной. Ее протекание становится термодинамически возможным лишь при 980 °С.

В присутствии углерода взаимодействие между PbS, Ag2S, CU2S и карбонатом натрия начинается с более низкой температуры. При этом механизм выделения серебра, свинца и меди в металлическую фазу значительно усложняется.

На рис. 4 представлены равновесные фазовые превращения при взаимодействии 1 моля сульфида Pb, Ag и Си с 1 молем Ка2СОз и 1 молем С.

Анализ данных, полученных при математическом моделировании, свидетельствует о том, что взаимодействие исследуемых сульфидов с содой и углеродом является многостадийным процессом, который протекает с участием твердой, жидкой и газовой фаз. Суммарная реакция

MeS + Na2C03 + С = Ме + Na2S + СО + С02, (18)

может быть представлена в виде трех последовательно-параллельных:

Na2C03 = Na20 + C02; (19)

С + С02 = 2СО; (20)

MeS + Na20-bC0 = Me + Na2S + C02. (21)

На первом этапе взаимодействия происходит разложение карбоната натрия с образованием значительного количества С02. В условиях избытка твердого углерода и повышенной температуры СОг восстанавливается по реакции Будуара с образованием СО. Выделившийся при разложении соды оксид натрия интенсивно реагирует с сульфидом. В восстановительной среде продуктами данной реакции являются расплавленный металл и сульфид натрия.

Для сульфида свинца реакция (18) является наиболее низкотемпературной. Она протекает в интервале 719-770 °С до полного расходования углерода. При более высоких температурах оставшийся в системе PbS восстанавливается по суммарной реакции:

PbS + Na2C03 + C0 = Pb+Na2S + 2C02. (22)

Полностью этот процесс завершается при температуре 990 °С. Для 100%-го выделения свинца по реакции (18) необходимо увеличить расход твердого углерода до 2 молей.

Сульфид серебра начинает взаимодействовать с карбонатом натрия и углеродом при температуре 731 °С. При стехиометрическом расходе углерода температурный интервал протекания данной реакции составляет всего 5 °С. AgiS не прореагировавший с содой из-за недостатка углерода, существует в системе вплоть до температуры 927 °С, когда функцию восстановителя принимает на себя СО: Ag2S + Na2C03 + СО = 2Ag + Na2S + 2С02. (23)

Полное восстановление серебра по реакции (18) уже при температуре 740 °С возможно при коэффициенте избытка углерода 1,35.

2,0

1,0

й

§ 0,8 О

за

з 0,6

я

и о

§ 0,4 х

а

£ 0,2

2,0

>4 Ч

I 1,0

вГ я

В 0,8

о

и

«

к

500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

б А8 1

1 л

ШгСОз

500 600 700 800 900 1000 Температура, °С

1100 1200

0,6

§0,4 к

0

-в Си / Си25 у

№2СОз V, 1 С| М\ Ыа25 п 1 \

500 600 700 800 900 1000 1100 1200 Температура, °С

Рис. 4. Фазовые равновесия при взаимодействии сульфидов с карбонатом натрия в присутствии углерода: а - галенит; б - аргентит; в - халькозин

Выделение металлической меди по реакции (18) термодинамически возможно с 818 °С. Как и в случае с галенитом и аргентитом, эта реакция протекает не до конца. Для ее завершения при 870 °С коэффициент избытка углерода должен быть равен двум.

Таким образом, использование кальцинированной соды при плавке высококачественного серебросодержащего концентрата способствует не только получению легкоплавких шлаков, но и позволяет перевести в металлическую фазу наряду с серебром и золотом значительную часть свинца и меди, выполняющих роль внутреннего коллектора.

3.2. Исследование кинетики обжига серебросодержащего концентрата

Изучение зависимо сти окисления сульфидной серы от времени обжига осуществлялось методом изотермической выдержки концентрата в неподвижном слое на поду при температурах 600, 650 и 700 °С. Зависимости, представленные на рис. 5, приводят к выводу, что в условиях эксперимента обжиг концентрата протекает в окислительно-сульфатизирующем режиме.

Кинетический анализ экспериментальных данных был проведен на основе уравнения Ерофеева-Колмогорова, широко применяемого для описания кинетики топохимических реакций:

а = 1-ехр(-кт"), (24)

в дважды прологарифмированном виде уравнение (24) имеет вид :

1§[-1§(1-а)] = ^к + и1£т: + №е. (25)

где а — степень превращения вещества за время Т;

К - постоянная, определяющая константу скорости реакции; п - постоянная, зависящая от природы вещества.

Величина ^к, определяемая отрезком оси ординат, не является константой скорости реакции. По данным Г.В. Саковича константа скорости реакции

I

определяется по уравнению К = ПК" . Линейные зависимости, представленные на рис. 6, свидетельствуют об адекватности экспериментальных данных кинетическому уравнению.

Анализ экспериментальных данных приводит к выводу, что окислительный обжиг концентрата протекает в диффузионном режиме (п < 1). При этом константа скорости процесса с повышением температуры на 100 °С возрастает более чем в два раза (с 0,109 при 600 °С до 0,272 при 700 °С). Время полного выгорания сульфидной серы при окислительном обжиге не превышает 35 мин.

Уравнение зависимости ^ К от температуры, рассчитанное методом наименьших квадратов имеет вид:

60 90 120

Время, мин

Рис. 5. Зависимость содержания сульфидной (а) и сульфатной (б) серы в огарке от времени окислительного обжига: 1 - 600 °С; 2 - 650 °С; 3 - 700 °С

1730

lg К = ~— + 1,909.

(26)

Добавка к концентрату древесного угля значительно замедляет окислительные процессы. Так, если при 600 °С полное выгорание сульфидной серы в отсутствие восстановителя достигается за 3 0 мин, аналогичный процесс, при массовом соотношении концентрат:восстановигель - 100:3, завершается за 45 мин., а при соотношении концентрат:восстановитель - 100:5 за 60 мин.

Кинетика окислительно-восстановительного обжига имеет ряд существенных отличий. Линейная зависимость lg[— Ig(l_ Ot)J от Igt имеет четко выраженный перелом, позволяющий разделить исследуемый процесс на два этапа

Рис. 6. Кинетика окисления сульфидной серы при обжиге серебросодержащеш концентрата: 1 - 600 °С; 2 - 650 °С; 3 - 700 °С

(рис. 7). Расчетная величина кинетического параметра п, характеризующего начальную стадию окисления сульфидной серы в концентрате, варьируется в пределах 0,88-0,96. Это свидетельствует о протекании процесса в диффузионном режиме близком к промежуточной области реагирования. Увеличение соотношения концентрат:восстановитель от 100:3 до 100:5 сопровождается уменьшением константы скорости К, что связано с возрастанием диффузионных затруднений. В этом случае температурная зависимость ^ К при соотношении концентрат: древесный уголь - 100:3 имеет вид:

491

^ = -—-0,398; (27)

при соотношении концентрат:древесный уголь - 100:5:

752

= -0,096. (28)

Резкое увеличение расчетной величины кинетического параметра п после точки перелома (п = 1,58-1,78) связано с переходом процесса окисления сульфидной серы из диффузионного в кинетический режим. По нашему мнению, это происходит в связи с частичным оплавлением материала. Присутствие жид-

Рис. 7. Кинетика окисления сульфидной серы при окислительно-восстановительном обжиге. Соотношение концентратгдревесный уголь —100:5. 1 - 600 °С; 2 - 650 °С; 3 - 700 °С

кой фазы снижает диффузионные ограничения, характерные для процесса твердофазного окисления, за счет постоянного обновления реакционной поверхности и удаления газообразных продуктов.

Экспериментально установлено, что успешное проведение плавки на внутренний коллектор возможно только при проведении обжига концентрата в окис-лительно-сульфатизирующем режиме при соотношении концентрат:древесный уголь 100:5. В качестве основного флюса при плавке использовалась кальцинированная сода. Оптимальное время окислительно-восстановительного обжига при 600 °С находится в пределах 37—40 мин. В этом случае, в черновой сплав переходит 98,0-98,4% серебра и 97,9-98,3% золота. Свинец и медь извлекаются на 25-30%. Недостаток времени обжига способствует образованию штейна, в который может перейти до 66,0% серебра и 15,7% золота. Наличие в продуктах плавки штейна потребует в дальнейшем дополнительного металлургического передела для извлечения благородных металлов. Увеличение времени обжига до 60 мин. способству-

ет получению высокопробного королька, однако извлечение серебра и золота падает до 12,Ъ и 78,9% соответственно. Падение извлечения благородных металлов в первую очередь связано с ошлакованием основной массы свинца и меди, выполняющих роль внутреннего коллектора при ликвационной плавке.

Аналогичная зависимость извлечения благородных металлов от времени окислительно-восстановительного обжига наблюдается при повышении температуры обжига до 650-700 °С. Расчетами установлено, что во всех трех случаях оптимум извлечения серебра соответствует соотношению между сульфидной и сульфатной серой в огарке от 1:2 до 1:3.

Таким образом, в качестве основного параметра оптимизации процесса обжига высококачественного серебросодержащего концентрата следует принять соотношение в огарке между сульфидной и сульфатной серой.

4. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ

ЭЛЕКТРОПЛАВКИ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ

Особенности вещественного состава высококачественного концентрата Ду-катского ГОКа, в частности, низкое содержание сульфидной серы и высокое кремнезема, определяют практическую невозможность ведения таких плавок как шахтная, во взвешенном состоянии, циклонная и тем более автогенная. В таких условиях наиболее перспективными оказались отражательная плавка и электроплавка.

Вместе с тем, как показали промышленные испытания отражательной плавки дукатских флотоконцентратов концентратов на ППО «Бор» (г. Дальнегорск), даже использование весьма легкоплавких и жидкотекучих шлаков системы «БЮг-МагО-ВгОз» не позволило получить отвальных по содержанию благородных металлов продуктов.

Электроплавка является более эффективным пирометаллургическим процессом и по сравнению с отражательной имеет ряд общеизвестных преимуществ.

4.1. Оптимизация состава шлаков при плавке концентрата

Выбор оптимального состава шлака - один из важнейших резервов повышения извлечения ценных компонентов для всех пирометаллургических процессов. Содовые, боросиликатные и железо-натриевые шлаки, традиционно применяемые при плавке Аи-А« концентратов, имеют существенный недостаток, связанный с высоким расходом дорогостоящего флюса- кальцинированной соды. Использование шлаков РеО:8Юг:СаО возможно только при плавке материалов, содержащих значительные количества свинца, который способствует формированию легкоплавких силикатов свинца. В таких условиях актуальной задачей является подбор шлака с минимально возможным содержанием Ка20.

Экспериментально установлено, что для пирометаллургической переработки серебросодержащих концентратов наиболее перспективны шлаки системы «БЮг-МагО-СаО», границы составов которых находятся в пределах 40-50% БЮг, 15-40% Ыа20 и 20-35% СаО.

Наиболее значимыми физико-химическими свойствами шлаков при электроплавке являются вязкость и электропроводность. Вязкость шлаков определяет кинетику ликвационного разделения фаз, а от значения электропроводности зависит рабочее напряжение электропечи и глубина погружения электродов в расплав. Измерения вязкости проводили на вибрационном вискозиметре, который обеспечивал автоматическую запись политерм вязкости при охлаждении расплава со скоростью 50 °/час. Химический состав Юобразцов синтетических шлаков представлен в табл. 3.

Политермы вязкости, представленные на рис. 8, приводят к выводу, что наименьшей вязкостью при 1200 °С обладают синтетические шлаки 4-8 со степенью кислотности 0,8-1.

Возможность частичной замены ИагО на СаО, без изменения вязкости расплавов объясняется тем, что связь катионов щелочных металлов с анионами кислорода в силикатных расплавах, так же как и щелочноземельных металлов носит преимущественно ионный характер. Ктому же, близость ионных радиусов Ыа+ (0,098 нм) и Са2+ (0,104 нм) позволяет катиону кальция свободно замещать катион натрия в пространственной структуре расплава без нарушения его гомогенности.

Снижение содержания БЮг до 40% приводит к значительному ухудшению жидкотекучести шлаков. Это объясняется их высокой температурой плавления. Так, для шлаков 1-3 она составляет 1200-1250 °С, что на 150-250 °С превышает температуру плавления шлаков 4-8. Повышенной температурой плавления объясняется значительная вязкость шлаков 9,10. Таким образом, при плавке серебросодержащих концентратов наилучших показателей следует ожидать при работе на шлаках ограниченных областью составов 45-50% БЮг, 25-3 5% Ыа20 и 20-30% СаО.

Изучение электропроводности синтетических шлаков «ЗЮг-ЫагО-СаО», содержащих 45% БЮз, свидетельствует о том, что у исследованных образцов имеет место положительный коэффициент электропроводности - повышение ее с ростом температуры. Ионный тип проводимости расплавов подтверждается хорошим соответствием экспериментальных данных уравнению Я.И. Френкеля. Увеличение содержания ШгО в шлаках с 19,1 до 32,4% повышает удельную электропроводность при 1200 °С с 36 до 104 Ом '-м"1, а при 1300 °С с 99 до 124 Ом~'-м~\

С точки зрения практики, значительная удельная электропроводность высокощелочных шлаков приводит к тому, что работа электропечей будет осуществляется на низком напряжении, что сопряжено с потерями тока в короткой сети. Более экономично вести плавку на высоком напряжении, для чего необходимо снизить содержание №20 в шлаках до возможно допустимого предела.

Таблица 3 Химический состав синтетических шлаков

№ Состав шлака, %

п/п БЮг Ыа20 СаО

1 40,8 39,0 20,2

2 40,6 29,3 30,1

3 40,1 24,6 35,3

4 44,9 34,6 20,5

5 45,2 29,7 25,1

6 45,2 24,7 30,1

7 50,2 29,7 20,1

8 50,0 24,6 25,4

9 50,1 19,8 30,1

10 49,9 14,9 35,2

Температура, °С

Рис. 8. Вязкость синтетических шлаков «Si02—ИагО-СаО» в зависимости от температуры: 1-10 - составы шлаков согласно табл. 3

С целью выявления оптимального состава шлаков был поставлен ряд экспериментов по тигельной плавке огарков с флюсами, в качестве которых использовались карбонаты кальция и натрия. Условия обжига обеспечивали оптимальное соотношение между сульфидной и сульфатной серой в огарке. Установлено, что наилучшие показатели извлечения благородных металлов в черновой сплав достигаются при следующем фактическом содержании пяти основных шлакообразующих компонентов: 41,6-47,5% БЮг, 22,0-31,4% Na20 + К20 и 21,1 - 36,4% СаО + MgO. В этом случае извлечение серебра и золота составляет 97,5-98,4% и 97,3-98,4% соответственно. Оптимальный состав шлака формируется при следующем соотношении компонентов шихты, мае. %: огарок 43,8-50,2; кальцинированная сода 22,5-33,4; кальцит 16,4-33,5.

Полученные результаты послужили основанием для проведения укрупненных испытаний по плавке серебросодержащих концентратов в руднотермиче-ской электропечи.

4.2. Технологические показатели электроппавки и механизм формирования потерь благородных металлов со шлаком

Плавка предварительно обожженного высококачественного концентрата (20,420 кг/т Ag и 20,2 г/т Аи) осуществлялась в однофазной электропечи мощ-

ностью 20 кВ-А. Шихта состояла из 100 весовых частей огарка, 46 весовых частей известняка (51,0% СаО и 3,5% М§0) и 55 весовых частей соды (56,3% N320 и 1,7% К20 ), что обеспечивало при высоком извлечении благородных металлов минимальный расход флюсов. С целью снижения уноса пыли при плавке шихта подвергалась окатыванию на чашевом грануляторе.

В установившемся режиме плавка велась при напряжении 32-36 В и силе тока 300-375 А. Выход чернового серебра при плавке составил 3,7%, шлака -138,2% от массы огарка. При этом в сплав перешло 96,7% серебра и 97,6% золота, в шлак 0,9% и 1,4% соответственно. Потери благородных металлов за счет пылевыноса и невязки баланса составили: 2,4% Ag и 0,8% Аи.

В черновое серебро, содержащее 53,21% 0,05% Аи, 35,31% РЬ, 10,00% Си, 0,35% Zn, 0,22% Бе, перешло 47,0% свинца, 41,2% меди и 0,6% цинка.

Шлаки, представляющие собой хорошо проплавленную стеклообразную массу, содержали 133 г/т серебра и 0,2 г/т золота. Фактическое содержание в шлаке основных шлакообразующих компонентов: 46,4% БЮг, 27,6% ИагО + К20, 26,0% СаО + М§0, незначительно отличалось от расчетного.

По данным рентгенофазного анализа в шлаковой фазе присутствуют следующие соединения - двухкальциевый силикат [З-СагБЮд (ларнит), трехкаль-циевый силикат СазБЮз, натрий-кальциевый сщшкат ЫагСагЗЬО?, а также БЮг в виде тридимита, химически не связанного в силикаты.

Микроскопическим анализом с привлечением лазерного микроанализатора установлено, что для электроплавки характерны механические потери серебра со штейновой фазой вторичного происхождения и в виде корольков чернового серебра, неуспевших выделиться в донную фазу. В количественном соотношении включения штейновой фазы значительно преобладают над корольками металла. Основная часть штейновой фазы представлена сульфидами серебра, свинца, меди и натрия. В значительно меньших количествах фиксируются цинк и марганец. Такой состав штейновой фазы свидетельствует о ее вторич-ности, т.е. формировании то обменным реакциям между первичными сульфидами и N320 с образованием №28, который связывает Ag2S, РЬБ, СигБ в легкоплавкие химические соединения типа хМе8-^а28. Благодаря легкоплавкости и незначительной плотности натрийсодержащая штейновая фаза хорошо растворяется в шлаке с образованием пространственных структур.

Крупные корольки металла (200-300 мкм) представлены серебром, свинцом и медью. Соотношение между этими компонентами в среднем составляет 1:0,8:0,6, что в массовом выражении соответствует 41,6% Ag, 33,3% РЬ и 25,0% Си, т.е. близко по составу к черновому серебру, полученному при электроплавке.

Электроплавка серебросодержащего концентрата с открытой шлаковой ванной сопровождалась интенсивной возгонкой цинка (73,3%) и свинца (50,3%). Таким образом, только организация эффективной системы газоочистки обеспечит комплексное извлечение всех ценных компонентов при плавке.

4.3. Рафинирование чернового серебра

Купелирование чернового серебра, по сравнению с гидрометаллургическими методами очистки, имеет важное преимущество - серебрянозолотой сплав, удовлетворяющий требованиям аффинажного производства, можно получать в одном металлургическом агрегате непосредственно по месту производства.

В настоящее время, основные усовершенствования этого способа связаны с конструкцией печей, устройств для продувки расплава воздухом или кислородом и подбором покровных флюсов. Необходимость использования покровных флюсов вызвана тем, что основные потери серебра при купелировании связаны с его улетучиванием.

Силикатные флюсы, используемые при рафинировании, должны обладать двумя основными свойствами-низкой температурой плавления и высокой жид-котекучестью. В таких условиях, весьма перспективными оказались синтетические шлаки системы «ЗЮг-ЫаР», рафинирующие свойства которых были изучены впервые.

Диаграмма состояния системы «БЮг-МаР» (рис. 9) относится к простому эвтектическому типу, когда компоненты двойной системы не образуют между собой химических соединений и выделяются в виде механической смеси при затвердевании жидкого расплава. Температура плавления эвтектического сплава, содержащего 24,2% БЮг и 75,8% КаР составляет 960 °С. Отсутствие взаимодействия

1300

1200

о

о.

Г

о.

§1000 н

900-

992 ^ 960

0 20 40 60 80

МаР Весовые % ЭЮг -> БЮг

Рис. 9. Диаграмма состояния системы «БЮг-ИаР»

между 8Юг и ЫаР подтверждено термогравиметрическими исследованиями и высокотемпературной рентгенографией.

Изучение вязкости синтетических шлаков «БЮг-МаР» приводит к выводу, что для процесса огневого рафинирования серебра наиболее перспективны шлаки содержащие 50-60% БЮг. При температурах 1200 °С их вязкость составляет 0,7-1,4 Па с, соответственно.

Огневое рафинирование чернового серебра, полученного в процессе укрупненных испытаний, осуществлялось в индукционной печи и включало следующие операции: расплавление металла, введение покровно-рафинировочно-го флюса и барботаж расплава воздухом.

Установлено, что свинец в процессе рафинирования серебра легко окисляется и шлакуется. При расходе воздуха 1 л/мин. снижение содержания свинца в сплаве с 35,3 до 0,3% достигается за 50 мин. Увеличение расхода воздуха до 2 л/мин. позволяет сократить время купелирования почти в два раза.

Очистка серебра от меди является более трудной задачей. Продувка воздухом в течение 50 мин. приводит к снижению содержания медис 10,0 до 4,1-4,5%. Такая низкая эффективность процесса объясняется протеканием обменных реакций, способствующих восстановлению образующейся СигО, а также насыщением покровного флюса цветными металлами. Более глубокой очистки серебра от меди следует ожидать при двух-трехстадиальном процессе с наводкой в каждом случае новой порции флюса.

Таким образом, рафинирование чернового серебра в присутствии покров-но-рафинировочного флюса, состоящего из 60% 8Юг и 40% №Р, при продувке расплава воздухом позволяет получить металл Доре за одну технологическую операцию при извлечении серебра не менее 98,5%.

5. ПРАКТИЧЕСКАЯ РЕАЛИЗАЦИЯ КОМБИНИРОВАННОЙ СХЕМЫ ПЕРЕРАБОТКИ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ

Практическая реализация комбинированной обогатительно-металлургической схемы стала возможной после внедрения на Дукатском ГОКе пневматических флотационных машин нового поколения - колонных аппаратов с нисходящим пуль-по-воздушным движением. В отличие от существующих импеллерных флотома-шин механического и пневмомеханического типа, которые конструктивно можно отнести к аппаратам идеального перемешивания, когда 98-99% подводимой к ним энергии затрачивается на перемешивание и только оставшиеся 1-2% энергии расходуется непосредственно на флотацию, колонные флотомашины с нисходящим движением по гидродинамической структуре потоков приближаются к аппаратам идеального вытеснения. Энергозатраты в данном случае на порядок ниже, чем у импеллерных флотомашин.

Установка на Омсукчанской ЗИФ колонных машин ФАНД-150 в цикле пере-чистных операций позволила получить, при плановом извлечении благородных

металлов, серебряные продукты двух типов. При содержании в руде 3 80—450 г/т Ag, в высококачественный концентрат, выход которого составил 35-45% от общего объёма производства перешло 75-80% цветных металлов и до 70% благородных. Выход промпродукта с содержанием серебра 6,0-6,8 кг/т и максимально очищенного от сульфидов составил соответственно 55-65%.

Бедный по серебру промпродукт колонной флотации рационально перерабатывать гидрометаллургически-методом прямого цианирования. Использование такого материала, освобождённого от основной массы химических депрессоров серебра, позволяет значительно снизить расходы высокотоксичных реагентов и сократить продолжительность процесса. Причём переработка может быть обеспечена непосредственно по месту добычи.

Высокие технологические показатели переработки высококачественных се-ребросодержащих концентратов методом плавки на внутренний коллектор послужили основой для организации нового пирометаллурпгаеского производства.

По расчётам, выполненным специалистами ОАО «Серебро России» (организации, созданной по инициативе Дукатского ГОКа, для реализации данного проекта), наиболее оптимальным районом расположения такого предприятия является Иркутская область, располагающая каскадом гидроэлектростанций, обеспечивающих получение самой дешёвой в России электроэнергии, а также производителями шихтообразующих материалов, расположенными на небольшом удалении от создаваемого производства. Кроме того, наличие развитой инфраструктуры на Ангарском электролизном химическом комбинате, в технологическом процессе которого используются компоненты шихты (сода, восстановитель) для обжига и плавки, а также квалифицированный научно-технический и производственный персонал, мощная строительная организация и соответствующий режим охраны - всё это позволяет в кратчайший срок и с минимальными затратами ввести в эксплуатацию пирометаллургическое производство, обеспечивающее «доводку» до товарного вида продукции, производимой не только Дукатским ГОКом, но и другими родственными предприятиями Российской Федерации.

В пирометаллургическом цехе, расположенном на территории АЭХК, институтом «Сибгипрозолото» (г. Новосибирск) запроектированы следующие основные переделы: подготовка шихты, обжиг концентрата, элекгроплавка огарка в присутствии флюсов, гранулирование шлака и рафинирование чернового серебра. Схема цепи аппаратов плавильного отделения представлена на рис. 10.

Подготовка шихты включает дозирование сырьевых материалов, их перемешивание и перегрузку шихты с помощью конвейера и элеватора в бункер.

Для обжига серебросодержащего концентрата специалистами Свердловского НИИХИММАШа была спроектирована, а на заводе «Уралхиммаш» изготовлена вращающаяся электропечь ПВНЭ1.2.11., обеспечивающая при производительности 2 т/ч минимальный пылевынос шихты. Нагрев реторты печи, представляющей собой барабан диаметром 1,2 м и длинной 11 м, до температуры 650-700 °С осуществляется электрическими нагревателями сопротивления. Разгружаемый из обжи-

Концентрат Уголь

I I

Шихта

Осадительная Сода Известняк камера

На мокрую газоочистку

Переработка

Аффинажный завод

Сплав Доре

"5 о "С 5"

Рис. 10. Схема цепи аппаратов плавильного отделения

\ / Гранулятор 0|0

Гранулы —

Переработка

ы ю

говой печи огарок с температурой не более 400 °С самотёком подаётся в специальный смеситель сыпучих материалов, конструкции СвердНИИХИММАШа, где происходит его смешивание с кальцинированной содой и известняком.

Электроплавка серебросодержащих концентратов на внутренний коллектор осуществляется в руднотермичесшй печи РКЗ-4- 1-УХЛ-4, изготовленной Новосибирским заводом «Сибэлекгротерм». Номинальная мощность печи 4 МВ А, площадь пода 13,8 м2. Черновое серебро выпускается из электропечи один раз в сутки. Выпуск производится в специальный ковш для окислительного рафинирования. Полученный сплав Доре взвешивается, опробывается и направляется на спецхранение.

Значительное внимание в рабочем проекте цеха пирометаллургической переработки серебросодержащих концентратов уделено вопросам, связанным с охраной окружающей среды. Основные источники вредных выбросов в атмосферу расположены в плавильном отделении и связаны с работой обжиговой и руднотермической печей. К их числу относятся сернистый ангидрид, пыль кремнезёмсодержащая, сода, известняк и возгоны. Д ля очистки технологических газов от пыли в цехе запроектированы две параллельные нитки системы сухой газоочистки, каждая из которых включает осадительную камеру, кулер и рукавный фильтр. Грубая пыль, уловленная в пылевых камерах и кулерах, возвращается на плавку. Пыль электрофильтров, представляющая собой возгоны РЬ и Си, направляется для переработки на цинковый завод. Очистка газов от БОг осуществляется в центральной системе газоочистки комбината, где происходит сначала каталитическое окисление содержащеюся в газах сернистого ангидрида до серного, а затем мокрое пылеулавливание в орошаемых содовым раствором скрубберах. Степень очистки от БОг сосгавляетне менее 90%. Согласно расчётам «Сибгипрозолото», рассеяние сернистого ангидрида в атмосфере до ПДК будет происходить в пределах санитарно-защитнойзоны Ангарского комбината.

Обеднение шлаков электроплавки по серебру до 20-30 г/т, перед их использованием в производстве строительных материалов, осуществляется путем гравитационного обогащения предварительно измельченного шлака в центробежном концентраторе «КпеЬоп», гравиоконцентрат из которого возвращается на плавку. Извлечение цветных и благородных металлов из рафинировочных шлаков наиболее целесообразно проводить восстановительной плавкой в заключительный период кампании электропечи.

После согласования рабочего проекта со всеми природоохранными организациями «Серебро России» приступило к строительным работам. К1997 г. было подготовлено к монтажу технологического оборудования здание плавильного отделения, подведены основные коммуникации, реконструирована элекгроподстанция на напряжение 10 кВ, залит фундамент под модульное здание склада угля и концентрата. В этот же период было закуплено и доставлено на промгиощадку АЭХК наиболее дорогостоящее технологическое оборудование - обжиговая и руцнотермическая печи.

Основные технико-экономические показатели создаваемого производства (данные «Сибгипрозолото»), представлены в табл. 4.

Таблица4

Основные технико-экономические показатели цеха пирометаллургической переработки серебряно-золотых концентратов

Показатели Единица измерения Значения показателей

Годовой выпуск товарной продукции в натуральном выражении

серебро золото в расчетных ценах* т кг тыс. $ 141 342 28942,8

Сметная стоимость промышленного строительства, в том числе тыс. $ 2262,6

СМР оборудования прочие затраты тыс. $ тыс. $ тыс. $ 1031,7 678,8 552,1

Себестоимость переработки 1 т концентрата $ 315,6

Годовые издержки производства тыс. $ 3787,2

Годовая прибыль от реализации товарной продукции тыс. $ 2580,5

Чистая прибыль, остающаяся в распоряжении предприятия тыс. $ 1414,5

Списочная численность трудящихся, в том числе чел. 58

рабочих ИТР чел. чел. 49 9

Окупаемость капитальных вложений лет 1,6

Сроки строительства мес. 12

* в ценах по состоянию на 1 апреля 1995 г.

Из табл. 4 следует, что затраты на переработку серебросодержащих концентратов в г. Ангарске составят 13,3 % от стоимости извлекаемых благородных металлов, что на 5% меньше аналогичного показателя на заводах цветной металлургии. По данным независимой финансовой экспертизы, проект «Серебро России», предусматривающий окупаемость капитальных вложений в течение всего 1,6 года, рассматривается как один из наиболее перспективных на территории Иркутской области.

ВЫВОДЫ

1. На основе проведения комплекса физико-химических исследований, ук-рупненно-лабораторных и промышленных испытаний предложен и обоснован рациональный вариант переработки серебросодержащих концентратов Дукат-ского ГОКа, заключающийся в организации комбинированной обогатительно-металлургической схемы, которая предусматривает в голове процесса получение с помощью колонной флотации двух серебросодержащих продуктов, максимально удовлетворяющих требованиям пиро- и гидрометаллургических процессов их переработки.

2. Экспериментально установлено, что наиболее эффективным способом переработки высококачественных серебросодержащих концентратов является электроплавка на внутренний коллектор, основанная на свойстве свинца и меди, содержащихся в концентрате в количествах, сопоставимых с серебром, коллек-тировать благородные металлы в процессе восстановительно-растворительной плавки. Данная технология включает окислительно-восстановительный обжиг концентрата и плавку огарка в присутствии флюсов.

3. Методом математического моделирования физико-химических процессов рассмотрено поведение при обжиге и плавке сульфидов серебра, свинца и меди. Окисление сульфида серебра протекает по наиболее простой схеме. При низких температурах стабильными продуктами окисления А^Б являются металлическое серебро и его сульфат. Химизм окисления галенита зависит от соотношения между РЬБ и первичным сульфатом свинца. При недостатке кислорода продуктами окисления являются металлический свинец, ею смесь с оксидом или сульфидом. В «сте-хиометрических» условиях и при избытке кислорода окисление РЬБ заканчивается образованием оксида свинца. Значительную роль в процессе формирования конечных продуктов играют промежуточные соединения РЮ-РЬБОд и 2РЬ0 РЬ504. Первичным продуктом окисления халькозина в «стехиометрических» условиях и при недостатке кислорода является СигО. Появление при обжиге металлической меди, ее смесей с оксидом или сульфидом определяется содержанием кислорода в системе. При избытке кислорода в продуктах окисления, наряду с оксидами (I) и (И), присутствуют сульфат и оксисупьфат меди.

В присутствии углерода химизм окисления сульфидов в целом остается неизменным. При низких температурах углерод реагирует с кислородом, с образованием СОг, и в таком виде существует во всем исследованном интервале температур. Наличие в газовой фазе СОг сдвигает начало ряда реакций в сторону более низких температур.

4. Моделирование взаимодействия сульфидов серебра, свинца и меди с карбонатом натрия, выполняющим роль основного флюса при плавке серебро-содержащего концентрата, позволяет заключить, что последний является эффективным восстановителем свинца и серебра из сульфидов. Появление металлической фазы в продуктах реакции становится термодинамически возможным с температуры 806 и 842 °С соответственно. В присутствии углерода взаимодействие РЬБ и А^Б с ЫагСОз начинается при более низких температурах -719 и 731 °С. Выделение меди при взаимодействии халькозина с карбонатом натрия является более высокотемпературным процессом.

5. Кинетическими исследованиями установлено, что скорость окисления сульфидной серы при обжиге высококачественного серебросодержащего концентрата при температуре 600-700 °С удовлетворительно описывается уравнением Ерофеева-Колмогорова. Окислительный обжиг концентрата протекает в диффузионном режиме. При этом константа скорости процесса с повышением температуры на

100 °С возрастает более чем в даа раза (с 0,109 при 600 °С до 0,272 при 700 °С). Время полного выгорания сульфидной серы при окислительном обжиге не превышает 30 мин. Обжиг концентрата в присутствии углерода значительно замедляет окислительные процессы. Так, при массовом соотношении конценграт:восстановитель -100:3, время полного выгорания сульфидной серы увеличивается до 45 мин., а при соотношении концентрат:восстановитель — 100:5 до 60 мин. В этом случае на заключительной стадии обжига наблюдается переход окислительного процесса из диффузионной области в кинетическую, что связано с частичным оплавлением материала.

6. Экспериментально установлено, что обжиг концентрата в окислительном режиме не позволяет достаточно стабильно извлекать благородные металлы в компактный королек в процессе тигельной плавки. Добавка восстановителя в пишу обжига позволила стабилизировать процесс. При этом наиболее устойчиво плавка осуществлялась при соотношении концентрат: древесный уголь 100:5. В качестве основного параметра оптимизации процесса обжига высококачественного сереб-росодержащего концентрата следует принять соотношение в огарке сульфидной и сульфатной серы. В оптимальных условиях, обеспечивающих максимальное извлечение благородных металлов в сплав, это соотношение составляет от 1:2 до 1:3.

7. На основании изучения вязкости и электропроводности щелочных силикатных расплавов, а также технологических испытаний впервые для электроплавки серебросодержащих концентратов на внутренний коллектор предложены шлаки системы «БЮг^агО-СаО». Доказано, что наилучшие показатели извлечения благородных металлов в черновой сплав достигаются при следующем фактическом содержании пяти основных шлакообразующих компонентов: 41,6-47,5% Б Юг, 22,0-31,4% №20+К20 и 21,1-3 6,4% СаО+1^0. В процессе укрупненных испытаний плавки высококачественного концентрата в рудно-термической печи получено черновое серебро, содержащее 53,21% 0,05% Аи, 35,31% РЬ и 10% Си. Извлечение серебра и золота в сплав составило 96,7 и 97,6% соответственно.

8. В процессе электроплавки зафиксированы механические потери серебра со штейновой фазой вторичного происхождения и в виде корольков металла, размером от 5 до 300 мкм, неуспевших выделиться в донную фазу. Формирование штейновой фазы происходит по обменным реакциям между первичными сульфидами и Ыа20 с образованием №28, который связывает А^Б, РЬБ, Си25 в легкоплавкие химические соединения типа ^МеБ-^КагВ.

9. На основании построения диаграммы состояния системы «БЮг-КаР» и изучения вязкости расплавов, в качестве покровно-рафинирующего флюса при огневом рафинировании чернового серебра предложен синтетический шлак, состоящий из 60% БЮг и 40% №Р. Продувка чернового серебра воздухом под слоем покровно-рафинирующего флюса позволяет получить металл Доре с содержанием 93,5-95,1% при извлечении серебра не менее 98,5%.

10. Разработанная рациональная технология переработки серебросодер-жа-щих концентратов по комбинированной схеме, включающей высокоэффектив-

ные обогатительные и металлургические процессы, практически реализована на Дукатском ГОКе и находится в стадии строительства на Ангарском электролизном химическом комбинате. На Омсукчанской ЗИФ в цикле перечистных операций запущена в промышленную эксплуатацию технологическая линия, состоящая из четырех колонных флотомашин с нисходящим пульповоздушным потоком, что позволило получать высококачественный серебросодержащий концентрат и промпродукт, пригодный для цианирования. Разработанные при участии автора задание на проектирование, ТЭО, рабочий проект и технологический регламент позволили ОАО «Серебро России» приступить к строительству пирометаллургического цеха на АЭХК. Суммарный экономический эффект, принятый при проектировании и строительстве пирометаллургического производства, обеспечивающего переработку высококачественных серебросодержа-щих концентратов, составляет 855 тыс. $ в год.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Седых В.И., Тупицын A.A., Полонский СБ. Теоретические аспекты электроплавки серебросодержащих концентратов. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2001. - 95 с.

2. Полонский С.Б., Седых В.И., Минеев Г.Г. Переработка серебряных руд и концентратов. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2000. - 108 с. ДСП.

3. Седых В.И., Тупицын A.A., Бычинский В.А. Термодинамический анализ окислительно-восстановительных процессов с участием сульфида свинца // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия.-2001,-№ 1.-С. 7-10.

4. Патент РФ № 2162897 МКИ С22 В11/02. Способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов / В.И. Седых, С.Б. Полонский, ИМ. Седых. - 99125854/02: Заявл. 07.12.1999. Опубл. 10.02.2001, Бюл. № 4.

5. Седых В.И., Тупицын A.A. Термодинамический анализ содовой плавки се-ребросодержащего концентрата//Цветная металлургия. -2001.-№ 1.-С. 18-21.

6. Полонский С.Б., Седых В.И., Никаноров A.B. Отражательная плавка сереб-росодержащего концентрата // Обогащение руд: Сб. науч. трудов. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2001С. 50-55.

7. Седых В.И., Полонский С.Б. Изучение стойкости различных огнеупоров в щелочном силикатном расплаве // Обогащение руд: Сб. науч. трудов. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2001. - С. 56-59.

8. Седых В.И., Полонский С.Б. Электроплавка серебросодержащих концентратов // Цветные металлы. - 2000. - № 2. - С. 37-41.

9. Седых В.И., Полонский С.Б. О потерях цветных и благородных металлов со шлаком при электроплавке серебросодержащего концентрата // Цветная металлургия.-2000.-№8-9.-С. 16-18.

10. Седых В.И., Седых И.М., Полонский С.Б. Оптимизация состава шлаков доя пирометаллургической переработки серебросодержащих концентратов // Расплавы. - 2000. - № 6. - С. 31-35.

11. Седых В.И., Полонский С.Б. Комплексная переработка золоотходов // Научные и практические аспекты добычи цветных и благородных металлов: Доклады международного совещания, т. 2 / Под ред. Ю.П.Мамаева. - Хабаровск, 2000. - С. 300-304.

12. Полонский С.Б., Седых В.И. Закономерности выплавки серебра из концентратов Дукатского ГОКа // Вестник ИрГТУ. - 2000. - № 8. - С. 42-50.

13. Полонский С.Б., Никаноров A.B., Белов И.Б., Седых В.И. Комбинированная схема переработки руд, содержащих благородные металлы //1 Сибирский международном симпозиум «Золото Сибири»: Тезисы докладов. - Красноярск, 1999.-С. 55-56.

14. Седых В.И., Полонский С.Б., Никаноров A.B. Особенности пирометал-лургической переработки серебросодержащих концентратов // I Сибирский международном симпозиум «Золото Сибири»: Тезисы докладов. - Красноярск, 1999.-С. 71-72.

15. Леонов С.Б., Полонский С.Б., Седых В.И., Мартышкин В.В. Технико-экономические проблемы внедрения передовых технологий в золотодобывающей промышленности // Горный вестник. - 1999. - № 4-5. - С. 7-11.

16. Седых В.И., Полонский С.Б. Использование отходов алюминиевого производства при плавке серебросодержащих концентратов // Современное состояние и перспективы развития алюминиевой промышленности: Тезисы докладов научно-технической конференции. - Иркутск, 1999. - С. 36.

17. Полонский С.Б., Никаноров A.B., Седых В.И., Белов И.Б. Дофлотация углерода при обогащении угольной пены алюминиевого производства // Научные основы, методы и технологии разделения минеральных компонентов при обогащении техногенного сырья (Плаксинские чтения): Тезисы докладов всероссийской конференции. - Иркутск, 1999. - С. 85-86.

18. Полонский С.Б., Седых В.И., Никаноров A.B., Белов И.Б. Возможности переработки шламов газоочистки электролизного производства // Научные основы, методы и технологии разделения минеральных компонентов при обогащении техногенного сырья (Плаксинские чтения): Тезисы докладов всероссийской конференции. - Иркутск, 1999. - С. 102-103.

19. Никаноров A.B., Полонский С.Б., Седых В.И., Белов И.Б. Переработка золоошаковых отходов Иркутской области // Научные основы, методы и технологии разделения минеральных компонентов при обогащении техногенного сырья (Плаксинские чтения): Тезисы докладов всероссийской конференции. - Иркутск, 1999.-С. 84-85.

20. СедыхВ.И., Суслов К.В., Полонский С.Б. Применение колонных флотома-шин в комбинированной схеме переработки серебросодержащих концентратов И Знания в практику: Сб. науч. трудов.-Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 1999. - С. 81-84.

21. Суслов К.В., СедыхВ.И. Исследование механизма селекции минералов в колонных флотационных аппаратах с нисходящим пульповоздушным потоком //

Знания в практику: Сб. науч. трудов. — Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 1999. - С. 95-98.

22. Патент РФ № 2114203 МКИ С22 В11/02. Способ извлечения благородных металлов из серебросодержащих концентратов / С.Б. Леонов, С.Б. Полонский, В.И. Седых и др. - 97109229/02: Заявл. 30.05.97. Опубл. 27.06.98. Бюл.18.

23. Леонов С.Б., Полонский С.Б., Седых В.И. Переработка серебряных руд по комбинированной обогатительно-металлургической схеме // II Конгресс обогатителей стран СНГ: Тезисы докладов. - М., 1999. - С. 65-66.

24. Полонский С.Б., Седых В.И., Никаноров A.B. Получение углеродистого восстановителя из отходов алюминиевого производства колонной флотацией // II Конгресс обогатителей стран СНГ: Тезисы докладов. - М., 1999. - С. 92-93.

25. Седых В.И., Полонский С.Б., Леонов С.Б. Комплексная переработка золошлаковых отходов электростанций // II Конгресс обогатителей стран СНГ: Тезисы докладов. - Москва, 1999. - С. 100-101.

26. Полонский С.Б., Николаева Е.П., Седых В.И. Технология пирометал-лургической переработки серебросодержащих концентратов с получением лигатурного сплава // Металлургия 21 века: Тезисы докладов международной конференции. - Красноярск, 1998. - С. 382.

23. Полонский С.Б., Николаева Е.П., Седых В.И. Технология прямого получения лигатурных сплавов из продуктов обогащения // Металлургия 21 века: Тезисы докладов международной конференции. - Красноярск, 1998. - С. 383.

24. Полонский С.Б., Николаева Е.П., Суслов К.В., Седых В.И. Технология получения сплавов различного состава из благородных металлов // Технологические и экологические аспекты комплексной переработки минерального сырья: Тезисы докладов международной конференции. - Иркутск, 1998. - С. 17.

25. Леонов С.Б., Полонский С.Б., Седых В.И. Комплексная переработка серебряных руд // Технологические и экологические аспекты комплексной переработки минерального сырья: Тезисы докладов международной конференции. - Иркутск, 1998. - С. 90.

26. Седых В.И., Полонский С.Б. Пирометаллургическая переработка серебросодержащих полиметаллических концентратов // Технологические и экологические аспекты комплексной переработки минерального сырья: Тезисы докладов международной конференции. - Иркутск, 1998.-С. 91.

27. Седых В.И., Седых И.М., Полонский С.Б. Диаграмма состояния системы Si02-NaF // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. - 1998. - № 5. - С. 19-21.

28. Полонский С.Б., Седых В.И., Мартынихин В.В. Переработка серебросодержащих концентратов: проблемы и перспективы // Горный вестник. -1998. - № 6. - С. 129-131.

29. Леонов С.Б., Полонский С.Б., Седых В.И., Мартынихин В.В. Комбинированная обогатительно-металлургическая схема переработки серебросодержащих концентратов // Обогащение руд. - 1998. - № 2. - С. 15-17.

30. Седых В.И., Полонский С.Б. Вещественный состав и рациональны анализ серебро содержащих концентратов Дукатского ГОКа // Обогащение pyj Сб. науч. трудов. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 1998. - С. 45-50.

31. Полонский С.Б., Попова Н.Ю., Седых В.И. Колонная флотация сере( ряныхруд// Обогащение руд: Сб. науч. трудов. -Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 199! -С. 50-55.

32. Полонский С.Б., СедыхВ.И., Леонов С.Б. Переработка серебросодержащн концентратов методом плавки на внутренний коллектор // Проблемы извлечени благородных металлов из руд, отходов обогащения и металлургии: Тезисы докладо на международной конференции. - Екатеринбург, 1997. - С. 21-22.

33. Седых В.И., Полонский С.Б., Волченко Г.В., Никаноров A.B. Кристалл ох [ мический и термодинамический анализ состояния поверхности датолита в водны растворах// Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. -1994. -№ 3. - С. 15-20.

34. Леонов С.Б., Седых В.И., Богидаев С.А. Термодинамический анали состояния поверхности силикатных минералов в растворах реагентов-регул? торов//Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. -1989.-№ 1.-С. 12-17.

35. Леонов С.Б., Седых В.И., Богидаев С.А. Возможность применения ф( зико-химического моделирования на ЭВМ в изучении флотационного процесс //Новые реагенты при флотационном обогащении минерального сырья: Сб. нау* трудов: ИПИ, 1987. -С.66 - 72.

36. Седых В.И., Катков О.М., Апончук A.B., Карпов И.К. О причинах, зат рудняющих выплавку богатых по алюминию алюминиевокремниевых сплаво // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. - 1987. - № 2. - С. 39-44.

Подписано в печать 23.05.2001 Формат 60x84 1/1 <

Бумага типографская. Печать офсетная. Усл. печ. л. 2,:

Уч.-изд. л. 2,4 Тираж 100 экз. Зак. 17(

ЛР№ 020263 от 30.12.96 Иркутский государственный технический университет 664074 Иркутск, ул. Лермонтова, 83