автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка технологии концентрирования благородных металлов из техногенных отходов переработки сульфидных медно-никелевых руд

4854909

На правах рукописи

КОВАЛЕВ Виктор Николаевич

КОНЦЕНТРИРОВАНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ТЕХНОГЕННЫХ ОТХОДОВ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД

Специальность 05.16.02 - Металлургия черных, цветных

и редких металлов

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

2 9 СЕН 2011

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ 2011

4854909

Работа выполнена в федеральном государственном бюджетном образовательном учреждении высшего профессионального образования Санкт-Петербургском государственном горном университете.

Научный руководитель -доктор технических наук

Ведущая организация - Калужский филиал МГТУ им. Н.Э.Баумана (г. Калуга, Россия)

Защита диссертации состоится 30 сентября 2011 г. в 14 ч 30 мин на заседании диссертационного совета Д 212.224.03 при Санкт-Петербургском государственном горном университете по адресу: 199106 Санкт-Петербург, 21-я линия, д.2, ауд. 3316.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Санкт-Петербургского государственного горного университета.

Автореферат разослан 29 августа 2011 г.

Петров Георгий Валентинович

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор

Шариков Юрий Васильевич,

кандидат технических наук

Тюремное Александр Вадимович

УЧЕНЫЙ СЕКРЕТАРЬ

диссертационного совета д-р техн. наук

В.Н.БРИЧКИН

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Отечественные запасы металлов платиновой группы (МПГ) сосредоточены, в основном, в медно-никелевых рудах Норильского промышленного региона, переработку которых ведет ОАО «ГМК «Норильский Никель» (ГМК «НН»), Применяемые технологии переработки норильских руд характеризуются существенными потерями благородных и цветных металлов с отвальными продуктами, что существенно снижает эффективность производства, приводит к загрязнению окружающей среды и сопровождается безвозвратным техногенным рассеянием ценных компонентов.

Различным аспектам геологии, химии и металлургической переработки рудного и техногенного платиносодержащего сырья посвящены исследования известных отечественных ученых, среди которых следует выделить работы Д.А. Додина, В.В. Дистлера, JI.B. Разина, В.Г. Лазаренкова, Н.М. Синицына, С.И. Гинзбург, В.Ф. Борбата, Т.Н. Грейвер, О.Н. Тихонова, М.А. Меретукова, A.M. Орлова, ЯМ. Шнеерсона.

Платиносодержащие техногенные месторождения Норильского региона, в которых сосредоточено до 300 млн.т сухих отходов, относятся к категории суперкрупных - суммарное содержание благородных металлов в них оценивается в сотни тонн. В настоящее время месторождения рассматриваются, прежде всего, как геотехнические системы, обеспечивающие долговременное хранение горнопромышленных отходов, и в меньшей степени как вторичные минеральные ресурсы. Накопление техногенного сырья характеризуется неупорядоченностью складирования и частичным смешиванием разнотипных продуктов: хвостов обогащения сульфидных Cu-Ni руд, магнетитовых и пирротиновых концентратов, шлаков и пылей ГМК «НН». Формирование месторождений сопровождается изменением вещественного состава отияп^ных nnnnrvKTOR и миграцией благородных и цветных металлов, что обусловливает разнообразие в природе техногенного сырья, масштабах его накопления и экономической значимости.

В рамках решения задачи по снижению потерь благородных металлов при переработке медно-никелевых руд представляется целесообразным рассмотрение техногенного сырья, образованного на основе отвальных шлакопылевых продуктов пирометаллургических переделов ГМК «НН», в качестве перспективного источника благородных и цветных металлов. Сложный многокомпонентный характер техногенного сырья определяет необходимость изучения его минерального состава и разработки технологии концентрирования МПГ с учетом современных требований экологической безопасности и технико-экономической эффективности.

Цель работы: разработка научных основ извлечения благородных металлов из техногенных отходов переработки сульфидных медно-никелевых руд.

Идея работы: селективное извлечение благородных металлов из техногенных продуктов пирометаллургической переработки сульфидных медно-никелевых руд может быть достигнуто сочетанием в рамках единой технологии операций флотоадгезионного концентрирования, коллектирующей плавки, жидкофазной сульфатизации и ионообменной сорбции.

Задачи исследований.

• Изучение особенностей обогащения техногенного сырья и разработка метода флотоадгезионного концентрирования благородных и цветных металлов с получением богатого сульфидного концентрата.

• Исследование закономерностей и разработка метода сульфатизационного вскрытия платинометальных штейнов, полученных при коллектирующей плавке концентрата обогащения.

• Изучение механизма сорбционного извлечения редких платиноидов из сульфатных растворов и разработка способа интенсификации ионообменного процесса.

• Разработка принципиальной технологической схемы концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных продуктов пирометаллургической переработки сульфидных медно-никелевых руд Норильского промышленного региона.

Методы исследований. Экспериментальные исследования выполнялись с использованием стандартного оборудования на лабораторной базе Санкт-Петербургского горного университета и института «Гипроникель».

Аналитические исследования проводились в АО "Механобр-Аналит". Микроэлементный состав техногенных проб и полученных в ходе исследований полупродуктов изучался с использованием масс-спектрометрии с индукционно-связанной плазмой (ICP-MS) на спектрометре Spectrace 5000 Tracor X-ray и атомно-абсорбционным методом.

Научная новизна работы:

- установлены особенности поведения благородных и цветных металлов при их концентрировании из техногенных отходов переработки медно-никелевых руд методом адгезионной флотации;

- установлены закономерности поведения цветных и благородных металлов при вскрытии флотоадгезионных концентратов методом «коллектирующая плавка - сульфатизация»;

- выявлена зависимость степени полимеризации сульфатокомплексов иридия от кислотности среды при ионообменной сорбции иридия из сернокислых растворов.

Основные защищаемые положения.

1. Эффективность флотационного концентрирования цветных и благородных металлов из техногенных продуктов переработки медно-никелевых руд определяется содержанием коллектирующей сульфидной фазы; применение адгезионной флотации обеспечивает получение обогащенного концентрата с суммарным содержанием благородных металлов более 180 г/т.

2. Закономерности поведения благородных и цветных металлов при вскрытии флотоадгезионных концентратов методом «коллектирующая плавка - сульфатизация» определяются степенью металлизации штейна, температурой и продолжительностью уклдксф.131;с;*; су-и-фатизлцш;; сульфятмчяпия высокометаллизированного штейна при 200 °С в течение 4 ч обеспечивает получение концентрата платины, палладия, родия и золота с суммарным содержанием до 1,5%.

3. Сорбционная активность иридия в ионообменных процессах, протекающих в сернокислых растворах, обусловлена зависимостью степени полимеризации его сульфатокомплексов от кислотности среды; осуществление сорбции на высокоосновном анионите АМП в присутствии окислителя обеспечивает глубокое извлечение иридия из многокомпонентных растворов высокой кислотности.

Практическая значимость.

• Разработан метод флотоадгезионного концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных отходов переработки сульфидных медно-никелевых руд, обеспечивающий получение богатого сульфидного концентрата в замкнутом цикле оборотных продуктов с регенерацией адгезива, что определяет высокую экологичность и низкую затратность метода.

• Предложен комбинированный способ вскрытия флотоадгезионных концентратов «коллектирующая плавка -сульфатизация», обеспечивающий получение богатого концентрата

Рс1, Аи с извлечением цветных металлов, серебра и металлов спутников платины (МСП) в сульфатный раствор.

• Разработан сорбционный метод выделения иридия из сульфатных растворов на высокоосновном анионите АМП с предварительным введением в раствор окислителя с целью увеличения лабильности сульфатокомплексов иридия и повышения

его извлечения в смолу.

• Разработана комбинированная технология селективного концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных отходов пирометаллургических переделов ГМК «НН», применение которой обеспечит снижение потерь ценных компонентов сульфидных медно-никелевых руд.

Апробация работы. Основные результаты работы представлялись на I международной научно-практической конференции «Интехмет-2008» (Санкт-Петербург, 2008), на международной научно-практической конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы» (Москва, 2009), на международных конгрессах «Цветные металлы Сибири - 2009» и «Цветные металлы Сибири - 2010» (Красноярск, 2009, 2010).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 13 печатных работах, из них 4 в журналах, рекомендованных ВАК Минобрнауки России. Получен 1 патент РФ на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения, библиографического списка, включающего 74 наименования, и приложения. Работа изложена на 119 страницах машинописного текста, содержит 16 таблиц и 25 рисунков.

Во введении обоснована актуальность работы, определены цель, идея и решаемые задачи, сформулированы основные защищаемые положения, научная новизна и практическая значимость.

В главе 1 проведен анализ литературных данных о состоянии и технологиях производства МПГ из медно-никелевых руд. Представлен обзор крупных отечественных техногенных месторождений платиновых металлов, описаны современные методы переработки техногенного платинометального сырья. Поставлены основные научные и практические задачи диссертации.

В главе 2 изложены результаты минералогических и аналитических исследований материала шлакопылевых отвалов ГМК «НН». Представлены данные, полученные при апробации различных флотационных методов концентрирования благородных металлов.

В главе 3 показаны перспективы переработки сульфидных концентратов обогащения техногенного сырья методом «коллектирующая плавка - сульфатизация». Приведены результаты исследований по сульфатизационному выщелачиванию платинометальных штейнов.

В главе 4 представлены данные по изучению анионитной сорбции иридия из сернокислых растворов и предложен способ интенсификации ионообменного процесса извлечения МПГ. Описана принципиальная технилш ичс^кал ^хстй :; ;;с: ;тр: :р с г: аг г: г .т МПГ из материала шлакопылевых отвалов ГМК «НН».

ОСНОВНЫЕ ЗАЩИЩАЕМЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ

1. Эффективность флотационного концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных продуктов переработки медно-никелевых руд определяется содержанием коллектирующей сульфидной фазы; применение адгезионной флотации обеспечивает получение обогащенного концентрата с суммарным содержанием благородных металлов более 180 г/т.

Исследования осуществлялись на укрупненной пробе (30 кг) донных осадков прудов-накопителей шлакопылевых отвалов ГМК«НН», содержащей (%): 3,61 Си; 9,53 Ni; 0,24 Со; 6,66 Fe; 4,22 Са; 25,7 Si02; (г/т): 9,6 Pt; 34,8 Pd; 1,2 Аи; 30,5 Ag; 1,0 Rh; 0,1 Ir; 0,34 Ru, 0,05 Os. Согласно результатам вещественного анализа основными минеральными составляющими техногенного материала являются шлаки, природные силикаты и оксиды кремния (71-77%), угли (3,5-4%), конгломераты (до 3%); сульфидная фаза (около 11%). Материал характеризуется высокой дисперсностью - более 85% представлено крупностью -44 мкм. Благородные металлы распределены по природным и техногенным компонентам пробы с преимущественным нахождением в сульфидной фазе. С целью выделения сульфидной составляющей в отдельный продукт, коллектирующий благородные металлы, изучены методы пенной и адгезионной флотации.

Поведение благородных и цветных металлов при обогащении материала шлакопылевых отвалов методом пенной флотации изучено в различных средах. При флотации в нейтральной среде установлено незначительное обогащение пенного продукта МПГ (содержание 13,7 г/т Pt; 43,1 г/т Pd, выход концентрата 19%) при крайне низком извлечении благородных металлов (менее 30% для Pd и Pt).

Проведение флотоадгезионного процесса определяется направленным выбором адгезива. Низкие показатели плотности и динамической вязкости, высокая адгезионная способность обусловили выбор в качестве перспективных реагентов трибутилфосфата (ТБФ) и солярового масла.

Определяющее влияние на показатели извлечения МПГ вне зависимости от вида адгезива имеет крупность исходного материала. Например, в варианте с ТБФ увеличение в питании доли фракции -44 мкм с 85 до 100% приводит к повышению извлечения платины и палладия в адгезионный концентрат в 1,5-1,6 раз.

При использовании трибутилфосфата в виде адгезива из-за близости значений плотности Н20 и эмульгированного минералорганического продукта (МОП) отделение последнего затруднено, так как отсутствует четкая граница разделения фаз. Более того, флокулы, залегая на дне, смешиваются с камерным продуктом, увеличивая безвозвратные потери адгезива и снижая показатели извлечения МПГ (максимально 25,95% Pt и 48,57% Pd).

Применение солевого раствора (плотность - 1,2 г/см3) на основе хлорида кальция для повышения плотности водной фазы облегчает отделение МОП и заметно повышает показатели извлечения в него благородных металлов. При трехкратном контакте материала со свежим адгезивом достигнуто извлечение платины на уровне 60% и палладия - 65%, но происходит загрязнение адгезионного концентрата окисленными компонентами значительно возрастает его вес (до 3 раз) и снижается качество по платиновым металлам.

При использовании в качестве адгезива солярового масла изменяются условия формирования МОП - наблюдаются целостность адгезионного слоя, наличие четкой границы раздела органической и водной фаз. Соляровое масло образует на поверхности водной фазы сплошной слой, выступающий в роли адгезионной ловушки тонкодисперсных сульфидных частиц, что дает возможность эффективно использовать насыщенные пульпы (ж:т = 2- 4). В целом отмечаются высокие показатели концентрирования благородных металлов - обогащение по платиновым металлам достигает 5 раз при выходе концентрата около 20%. Введение известных регуляторов флотации ([Cusu4j=pu г/'т; и [1\а2СОз]-5СО i/i) позбол;:лс zz одну стгдню извлечь в адгезионный концентрат 54,76% Pt и 66,83% Pd.

Для уточнения выявленных закономерностей процесса адгезионной флотации проведены исследования в укрупненно-

лабораторном масштабе (исходное питание 2 кг) при расходе солярового масла 50% от питания, содержании в твердом фракции -44 мкм более 90%, продолжительности 30 мин, ж:т = 4, расходах коллектора (ксантогената) 175 г/т и вспенивателя (Т-66) - 250 г/т. Выход концентрата после четырехкратного контакта с адгезивом в солевом растворе хлорида кальция составил 15,9% при его обогащении от исходного материала по платине и палладию в 3,9 раз, по золоту и серебру до 3 раз. Суммарное содержание благородных металлов в полученном концентрате 267,4 г/т при максимальных извлечениях 59,29% Pt и 63,46% Pd. Наблюдается видимая корреляция между извлечением благородных металлов и цветных металлов в адгезионный концентрат, что подтверждает преимущественное ассоциирование благородных металлов с сульфидными соединениями в техногенных продуктах.

2. Закономерности поведения благородных и цветных металлов при вскрытии флотоадгезионных концентратов методом «коллектирующая плавка - сульфатизация» определяются степенью металлизации штейна, температурой и продолжительностью жидкофазной сульфатизации;

сульфатизация сильнометаллизированного штейна при 200 С в течение 4 ч обеспечивает получение концентрата с суммарным содержанием платины, палладия и золота до 1,5 %.

Изучение закономерностей поведения благородных и цветных металлов при сульфатизации осуществлялось на модельных штейнах. При синтезе одного из штейнов в шихту вводился восстановитель для повышения степени его металлизации. Состав модельных штейнов представлен в таблице 1.

Табл. 1 Химический состав модельных штейнов, %

■—Элемент Штейн " -___ Си Ni Со Fe Pd Pt Rh Ru

Слабометаллизированный 27,6 44,1 5,24 4,3 1,25 0,26 0,04 0,03

Металлизированный 8,6 35,6 4,85 26,6 0,77 0,17 0,035 0,026

Сульфатизацию проводили в жидкофазном режиме при температуре 180-200 °С, ж:т=3-5 в течение 1-6 часов. Выбранные параметры соответствуют режиму переработки электролитных шламов на Комбинате «Североникель», при котором обеспечивается полное удаление цветных металлов в раствор.

Установлено, что металлизированный штейн вскрывается значительно лучше, чем слабометаллизированный (рис. 1,2). Глубокое удаление меди, никеля и кобальта в раствор на уровне 9295% при сульфатизации металлизированного штейна при 200°С наблюдается уже за 1 час. Продолжительность процесса 6 часов обеспечивает практически полное извлечение цветных металлов и железа в раствор: Си - 98,9%; N1 - 99,9%; Со - 99,7%; Бе - 98,8%.

180С, 1 ч, 200С, 1ч, 200С,4ч, 200С,6ч, ж:г=3 ж.т=5 жт=5

Условия сульфатизации

90 йЯ 80

2 70

а.

о 60

03 а.

ш 50

0

1 40

о

% 30

с ш

2 20 10

о

Условия сульфатизации

тс,1ч, 200С, 1Ч, 200С,4ч, 200С,6ч, жт=5 *ст=3 ж:т=5 *т=5

Рис. 1. Извлечение цветных металлов и железа в раствор в зависимости от

условий сульфатизации для слабометаллизированного штейна

Рис. 2. Извлечение цветных металлов и железа в раствор в зависимости от

условий сульфатизации для сильнометаллизированного штейна

Глубокое извлечение меди, никеля, кобальта и железа в раствор при сульфатизации слаиимо1а^лиз;;ро:;а;:::сгс пггейнг я?, уровне 90-95% обеспечивается только при продолжительности процесса не менее 6 часов (рис. 1). Отмечена тенденция увеличения перехода редких платиноидов и цветных металлов в раствор при

Ru

повышении степени металлизации штейна и продолжительности сульфатизации (рис. 2). Извлечение рутения из металлизированного штейна при 200 °С и продолжительности процесса 1-4 часа составляет 77-80%, а в случае увеличения продолжительности до 6 часов он полностью переходит в раствор. Извлечение родия колеблется от 10 до 40% (рис. 3). Перехода платины и палладия в

раствор в изученных условиях не зафиксировано.

--Выщелачивание ке-

ков сульфатизации водой при 80-90 °С в течение 2 часов и последующее прокаливание на воздухе (700 °С, 8 часов) позволяет получить богатые

платинометальные концентраты. Выход концентратов, полученных после переработки слабо- и сильнометаллизированного штейнов при 180 С в течение 1 часа, составил соответственно 61,1 и 45%, а при 200°С в течение 6 часов 6,1 и 1,65%. Суммарное содержание МПГ в концентрате, полученном при

сульфатизации модельного штейна с высокой

100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0

180 С,1ч, ж:т=5

200 С,1 ч, *ст=3

200 С, 4 ч, 200 С, 6 ч ж:т=5 ж:т=5

Условия сульфатизации

Рис. 3. Извлечение редких платиноидов в раствор сульфатизации в зависимости от условий процесса для сильнометаллизированного штейна

степенью металлизации, достигает 59,1%.

В случае переработки штейна, полученного после коллектирующей плавки флотоадгезионного концентрата, поведение благородных металлов не будет существенно отличаться. Учитывая высокую степень сокращения синтетических штейнов (выход концентратов 1,65-6%), можно обоснованно предположить, что содержание суммы благородных металлов в реальном богатом

продукте может достигнуть 1,5%, что соответствует требованиям аффинажного производства.

3. Сорбциониая активность иридия в ионообменных процессах, протекающих в сернокислых растворах, обусловлена зависимостью степени полимеризации его сульфатокомплексов or кислотности среды; осуществление сорбции на высокоосновном анионнте АМП в присутствии окислителя обеспечивает глубокое извлечение иридия из многокомпонентных растворов высокой кислотности.

Для изучения форм сульфатокомплексов иридия при его сорбционном извлечении использовались катионит КУ-2, аниониты ЭДЭ-10П и АВ-16. Эксперименты проводились на синтетических растворах, полученных в условиях, обеспечивающих нахождение иридия в форме трёхъядерного сульфата [ГгзО^О^]10". Сорбция осуществлялась в статических условиях при периодическом

Преимущественная сорбция на анионитах АВ-16 и ЭДЭ-10П, в отличие от катионита КУ-2, свидетельствует о преобладании в сульфатном растворе анионных комплексов иридия.

По полученным данным рассчитаны значения

коэффициентов распределения иридия (D) для различных навесок анионитов. Показано, что при сорбции прослеживаются три максимума извлечения (рис. 4), отвечающие концентрациям серной кислоты 30 Г'Л-1, 150 г-л"1 и 250 г-л"1. Наличие нескольких максимумов K-nnRnH указывает на присутствие в растворах при различной кислотности разных форм иридиевых комплексов. Максимум извлечения иридия составил 98,2% (АВ-16) при концентрации серной кислоты 150 г-л"1.

30 50 150 200 250 600 Концентрация серной к-ты, г/л

Рис. 4. Зависимость коэффициентов распределения иридия от кислотности среды при навеске ионита 1 г

Г! ЛБ-16' от

Отмечено, что при содержании H2S04 250 г-л"1 коэффициенты распределения на обоих анионитах постоянны при различных навесках смолы. Это указывает на присутствие при данной кислотности одной формы иридиевых комплексов. При содержаниях 25 r-л"1 и 150 г-л"1 H2S04 коэффициенты распределения уменьшаются с увеличением навески смолы, что указывает на одновременное присутствие в растворе, по крайней мере, двух форм иридия, которые сорбируются смолой необратимо.

Графически вычислены коэффициенты полимеризации, составившие ~1, что указывает на отсутствие деполимеризации при сорбции. Учитывая, что емкость сорбентов по иридию в изученном интервале кислотностей не велика и может быть обусловлена сорбцией в поверхностных слоях ионитов и крупных порах, можно предположить, что сорбируются непосредственно полимеры.

Полученные данные позволяют в первом приближении оценить заряд ионов иридия через уравнение реакции обмена: aR2S04 + 2[Irn]a'= 2Ra [Irn] + aS042"

Где г - радикал смолы; [Irn]a" - комплексный ион иридия с зарядом а-.

Рассчитано, что при кислотности 30 г-л"1 серной кислоты заряд иона иридия равен (-2; -3), при 150 г-л"1 - близок к (-4) и при 250 г-л"1 примерно оценивается в (-8). Эти данные свидетельствуют об образовании 4-х зарядного комплекса [Ir30(S0/t)6(H20)3]4" при 150 г-л"1 в результате гидролиза исходного комплексного аниона [Ir30(S04)9]10-.

Растворы сульфатизации, наряду с высоким (на 2-3 порядка превышающим содержание МПГ) фоном цветных металлов и железа, характеризуются многообразием сульфатных комплексов иридия. Различия в сорбционной активности координационных соединений, а также снижение ее во времени («инертизация» комплексов) под влиянием процессов гидратации и полимеризации, оказывают существенное влияние на показатели извлечения иридия.

Исследованы особенности сорбционного извлечения иридия из растворов сульфатизации с применением высокоосновного анионита АМП и волокнистых сорбентов МСПВС и Полиоргс-VI.

Сорбция проводилась в статическом режиме при вариантных температурах на синтетических растворах сложного состава (г/л): 50-200 Н2804; 5-15 Си; 3-10 №; 2-20 Сг; 0,0510"31г; 0,1Ю~311и; 0,5-10"3 Р(1.

Установлено, что сорбционное извлечение иридия из изучаемых растворов характеризуется низкими показателями: на всех сорбентах при 90°С за 2 часа сорбировалось не более 25% иридия. Предварительное введение в раствор окислителя (СгОз, концентрация Сг (VI) 5 г/л) для перевода инертных низкозарядных комплексных соединений иридия в активные высокозарядные сопровождается существенной интенсификацией сорбции: максимум извлечения иридия в сорбент составил 97,6% для смолы АМП при 90°С и продолжительности 1 час (рис. 5, 6).

30 60 90 120

Продолжительность процесса, мин

Продолжительность процесса, мин

Рис. 5. Влияние окислителя на кинетику Рис. 6. Извлечение иридия из

сорбционного извлечения иридия окисленных растворов при 90°С и

смолой АМП (расход смолы 100 г/л) расходе Сг (VI) - 5 г/л

1 - неокисленный раствор; (1 - АМП; 2 - Полиоргс-У1;

2 - окисленный раствор 3 - МСПВС)

(расход Сг (VI) 5 г/л)

Показано существенное влияние расхода сорбента и температуры на показатели сорбционного извлечения иридия из сульфатных растворов. В статических условиях высокое извлечение иридия достигается при большом расходе смолы (рис. 7), так увеличение р?.су\>™ янионита АМП в 5 раз (с 4 до 20 г/л и с 20 до 100 г/л) характеризуется увеличением извлечения в 1,0-/,о раз. Расход сорбента 100 г/л, продолжительность процесса 1-1,5 часа и температура 80-90°С обеспечивают извлечение из окисленного

раствора 96-97% 1г (рис. 8), так как в этих условиях редокс-потенциал раствора в течение длительного времени сохраняет значение, благоприятное для реализации процесса сорбции.

Резюмируя результаты диссертационных исследований, можно отметить перспективность разработанных способов концентрирования благородных металлов и рекомендовать принципиальную технологическую схему переработки шлакопылевых отвалов ГМК «НН», включающую адгезионную флотацию, коллектирующую плавку на драгметаллы флотационного концентрата, сульфатизацию штейна с получением Р1>Рс1-Аи концентрата и выделение серебра и металлов спутников платины из сернокислого раствора (Рис. 9). Предлагаемая технология характеризуется высокими показателями извлечения благородных металлов, существенной независимостью от типа техногенного сырья, возможностью использования типового обогатительного и металлургического оборудования, отсутствием использования дорогостоящих и нетрадиционных реагентов.

1>одолжительность процесса, мин

20 40 60 80 90 Температура, °С

Рис. 7. Влияние расхода смолы АМП на сорбцию иридия из окисленного раствора

Рис. 8. Влияние окислителя и температуры на сорбцию иридия из растворов смолой АМП (расход смолы 100 г/л; расход Сг (VI) 5 г/л) 1 - неокисленный раствор, 2 - окисленный раствор

(90°С, расход Сг (VI) - 5г/л) 1 - расход смолы 4 г/л;

2 - расход смолы 20 г/л;

3 - расход смолы 100 г/л

концентрат концентрат

Ре, Рс1, Аи МСП

Рис. 9. Принципиальная технологическая схема концентрирования благородных металлов из материала шлакопылевых отвалов ГМК «НН»

выводы

Диссертация представляет собой законченную научно-квалификационную работу, в которой поставлена и решена актуальная задача концентрирования благородных металлов из техногенных отходов ГМК«НН». Выполненные исследования позволяют сделать следующие выводы.

1. Коллектирование сульфидной составляющей материала шлакопылевых отвалов методом адгезионной флотации в оптимальных условиях (расход солярового масла 20-50% от питания; крупность материала >95% фракции -44мкм; ж:т=2-4) при относительной простоте реализации процесса обеспечивает высокие показатели концентрирования ценных компонентов с получением концентрата, обогащенного в 3-5 раз по благородным металлам.

2. Переработка флотоадгезионного концентрата способом, сочетающим плавку на металлизированный штейн и его последующую жидкофазную сульфатизацию при 200 °С, ж:т=5 в течение 6 часов обеспечивает получение богатого концентрата Р^ Рс1 и Аи (суммарное содержание не менее 1,5%) с извлечением серебра, цветных металлов и редких платиноидов в сернокислый раствор.

3. Сорбционная активность иридия в ионообменных процессах, протекающих в сернокислых растворах, обусловлена зависимостью степени полимеризации его сульфатокомплексов от кислотности среды. Введение при сорбции окислителя (СгОз, Н2О2 и т.п.) для перевода инертных низкозарядных координационных соединений иридия в активные высокозарядные существенно повышает показатели его сорбционного извлечения.

4. Сорбция иридия из сульфатных растворов высокоосновным анионитом АМП с предварительной лабилизацией иридиевых сульфатокомплексов введением окислителя, позволяет достичь извлечения иридия в сорбент более 97%.

6. Предложена принципиальная технологическая схема концентрирования благородных металлов из материала шлакопылевых отвалов ГМК «НН», включающая в качестве основных стадий адгезионную флотацию, коллектирующую плавку концентрата, сульфатизационную переработку штейна с получением

богатого платинометального концентрата и сорбционное извлечение редких платиноидов из раствора сульфатизации. Данная схема обеспечивает замкнутый цикл адгезионной флотации с полной регенерацией адгезива, получение селективных концентратов благородных металлов и возможность попутного извлечения цветных металлов.

По теме диссертации опубликованы следующие работы:

1. Петров Г.В. Изучение поведения сульфатных комплексов иридия при сорбции ионообменными смолами / Г.В. Петров, Т.Н. Грейвер,

A.M. Беленький, А.Я. Бодуэн, В.Н. Ковалев // М.: Известия ВУЗов. Цветная металлургия, 2006. №6. С. 34-37.

2. Чернышев A.A. Переработка медных шламов: современное состояние и перспективы / A.A. Чернышев, Г.В. Петров, A.M. Беленький,

B.Н. Ковалев // М.: Металлург, 2009. №5. С. 54-56.

3. Ковалев В.Н. Современные технологии концентрирования платиновых металлов из техногенных отходов переработки сульфидных медно-никелевых руд // СПб.: Записки Горного института, 2011. Т. 189.

C. 284-287.

4. Петров Г.В. Интенсификация процесса анионитной сорбции иридия высокоосновным анионитом АМП из сульфатных растворов / Г.В.Петров, В.Н.Ковалев // СПб.: Записки Горного института, 2011. Т. 189. С. 310-312.

5. Ковалев В.Н. Применение сорбционных технологий при переработке рудного и техногенного платинометального сырья / В.Н.Ковалев, Г.В.Петров, Т.Н.Грейвер, А.А.Чернышев // Сборник тезисов и докладов конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы» Москва. 2009. С. 185.

6. Ковалев В.Н. Сульфатизационное рафинирование сульфидных продуктов переработки техногенных платинометальных отходов /В.Н. Ковалев, Г.В. Петров, A.A. Чернышев // Сборник докладов первого международного конгресса «Цветные металлы Сибири - 2009». Красноярск. 2009. С. 585-586.

7. Ковалев В.Н. Влияние комплексообразования на поведение иоидия при его сорбционном выделении из насыщенных сернокислых растворов /В.Н. Ковалев, i .и. Пехрио ,7 Сбср:;:::: доклад»» первого международного конгресса «Цветные металлы Сибири - 2009». Красноярск. 2009. С. 582-585.

8. Петров Г.В. Исследование особенностей поведения сульфатных координационных соединений иридия при сорбции / Г.В. Петров,

A.M. Беленький, В.Н. Ковалев // Сборник тезисов и докладов I международной научно-практической конференции «ИНТЕХМЕТ - 2008». СПб. 2008. С. 122-124.

9. Петров Г.В. Извлечение металлов платиновой группы при переработке традиционного и нетрадиционного платиносодержащего сырья I Г.В. Петров, Ю.В. Андреев, Т.Н. Грейвер, А.М. Беленький,

B.Н.Ковалев // СПб.: Труды СПбГПУ, 2009. № 510: Материалы и химические технологии. С. 58-62.

10. Петров Г.В. Современное состояние и технологические перспективы переработки медеэлектролитных шламов / Г.В. Петров, A.M.Беленький, Ю.В.Андреев, В.Н.Ковалев // СПб.: Труды СПбГПУ, 2009. № 510: Материалы и химические технологии. С. 70-74.

П.Чернышев А.А. Современные технологии переработки медеэлектролитных шламов / А.А. Чернышев, Г.В. Петров,

A.M. Беленький, В.Н. Ковалев // М.: Цветная металлургия, 2009. №4 С. 2024.

12 Kovalev V.N. State-of-the-art techniques of recovery platinum metals from the scrap of copper-nickel production / V.N. Kovalev, G.V. Petrov // Freiberger Forschungshefte Innovations in Geoscience, GeoiDgineering and Mettalurgy. Freiberg. 2009. P. 187-189.

13. Пат. 2415954 РФ, МПК С22В11/00. Способ извлечения металлов платиновой группы го платиносодержащего сырья / Г.В. Петров, Ю.В.Андреев, Т.Н.Грейвер, В.Н.Ковалев; Заявл. 22.12.2009; Опубл. 10.04.2011.

РИЦ СПГГУ. 25.08.2011. 3.482. Т. 100 экз. 199106 Санкт-Петербург, 21-я линия, д.2

Введение.

1 Концентрирование металлов платиновой группы из рудного и техногенного сырья. Аналитический обзор литературы и постановка задачи исследований.

1.1 Особенности отечественного платинометального комплекса.

1.2 Концентрирование платиновых металлов при переработке сульфидных медно-никелевых руд.

1.2.1 Извлечение платиновых металлов из руд на отечественных предприятиях.

1.2.2 Поведение платиновых металлов при автоклавной переработке пирротиновых и никель-пирротиновых концентратов.

1.3 Переработка техногенного платинометального сырья.

1.3.1 Отечественные техногенные месторождения платиновых металлов.

1.3.2 Технологии переработки техногенного платинометального сырья. Практика и исследования.

1.4 Постановка задачи исследований.

2 Концентрирование благородных и цветных металлов из техногенных отходов ОАО «ГМК «Норильский никель».

2.1 Изучение вещественного состава материала шлакопылевых техногенных отвалов.

2.1.1 Методика работы.

2.1.2 Обсуждение результатов.

2.1.3 Выводы.

2.2 Концентрирование благородных и цветных металлов методом пенной флотации.

2.2.1 Методика работы.

2.2.2 Обсуждение результатов.

2.2.3 Выводы.

2.3 Концентрирование благородных и цветных металлов методом адгезионной флотации.

2.3.1 Теория и промышленная практика процесса адгезионной флотации.

2.3.2 Методика работы.

2.3.3 Обсуждение результатов.

2.3.4 Выводы.

3 Сульфатизационное вскрытие штейнов коллектирующей плавки флотоадгезионных сульфидных концентратов.

3.1 Практика переработки сульфидных концентратов благородных металлов с использованием коллектирующей плавки.

3.2 Методика работы.

3.3 Обсуждение результатов.

3.4 Выводы.

4 Изучение закономерностей сорбционного извлечения платиновых металлов из сульфатных растворов. Контуры технологической схемы концентрирования благородных металлов из техногенных отходов пирометаллургических переделов ОАО «ГМК «Норильский никель».

4.1 Современные сорбенты для концентрирования платиноидов и особенности сорбционного извлечения иридия.

4.2 Методика работы.

4.3 Обсуждение результатов.

4.3.1 Изучение закономерностей сорбционного извлечения платиновых металлов из сульфатных растворов.

4.3.2 Изучение способов интенсификации анионитной сорбции платиновых металлов из сульфатных растворов.

4.4 Выводы.

4.5 Контуры технологической схемы концентрирования благородных металлов из техногенных отходов пирометаллургических переделов ОАО «ГМК «Норильский никель».

Актуальность работы. Отечественные запасы металлов платиновой группы (МПГ) сосредоточены, в основном, в медно-никелевых рудах Норильского промышленного региона, переработку которых ведет ОАО «ГМК «Норильский Никель» (ГМК «НН»). Применяемые технологии переработки норильских руд характеризуются существенными потерями благородных и цветных металлов с отвальными продуктами, что существенно снижает эффективность производства, приводит к загрязнению окружающей среды и сопровождается безвозвратным техногенным рассеянием ценных компонентов.

Различным аспектам геологии, химии и металлургической переработки рудного и техногенного платиносодержащего сырья посвящены исследования известных отечественных ученых, среди которых следует выделить работы Д. А. До дина, В.В. Дистлера, J1.B. Разина, В.Г. Лазаренкова, Н.М. Синицына, С.И. Гинзбург, В.Ф. Борбата, Т.Н. Грейвер, О.Н. Тихонова, М.А. Меретукова, A.M. Орлова, Я.М. Шнеерсона.

Платиносодержащие техногенные месторождения Норильского региона, в которых сосредоточено до 300 млн.т сухих отходов, относятся к категории суперкрупных - суммарное содержание благородных металлов в них оценивается в сотни тонн. В настоящее время месторождения рассматриваются, прежде всего, как геотехнические системы, обеспечивающие долговременное хранение горнопромышленных отходов, и в меньшей степени как вторичные минеральные ресурсы. Накопление техногенного сырья характеризуется неупорядоченностью складирования и частичным смешиванием разнотипных продуктов: хвостов обогащения сульфидных Cu-Ni руд, магнетитовых и пирротиновых концентратов, шлаков и пылей ГМК «НН». Формирование месторождений сопровождается изменением вещественного состава отвальных продуктов и миграцией благородных и цветных металлов, что обусловливает разнообразие в природе техногенного сырья, масштабах его накопления и экономической значимости.

В рамках решения задачи по снижению потерь благородных металлов при переработке медно-никелевых руд представляется целесообразным рассмотрение техногенного сырья, образованного на основе отвальных шлакопылевых продуктов пирометаллургических переделов ГМК «НН», в качестве перспективного источника благородных и цветных металлов. Сложный многокомпонентный характер техногенного сырья определяет необходимость изучения его минерального состава и разработки технологии концентрирования МПГ с учетом современных требований экологической безопасности и технико-экономической эффективности.

Работа выполнялась в рамках госбюджетной темы НИР 1.3.08 «Развитие физико-химических основ ресурсосберегающих процессов и технологий при комплексной переработке сырья цветных металлов».

Цель работы: разработка научных основ извлечения благородных металлов из техногенных отходов переработки сульфидных медно-никелевых руд.

Идея работы: селективное извлечение благородных металлов из техногенных продуктов пирометаллургической переработки сульфидных медно-никелевых руд может быть достигнуто сочетанием в рамках единой технологии операций флотоадгезионного концентрирования, коллектирующей плавки, жидкофазной сульфатизации и ионообменной сорбции.

Задачи исследований:

• Изучение особенностей обогащения техногенного сырья и разработка метода флотоадгезионного концентрирования благородных и цветных металлов с получением богатого сульфидного концентрата.

• Исследование закономерностей и разработка метода сульфатизационного вскрытия платинометальных штейнов, полученных при коллектирующей плавке концентрата обогащения.

• Изучение механизма сорбционного извлечения редких платиноидов из сульфатных растворов и разработка способа интенсификации ионообменного процесса.

• Разработка принципиальной технологической схемы концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных продуктов пирометаллургической переработки сульфидных медно-никелевых руд Норильского промышленного региона.

Методы исследований.

Микроэлементный состав техногенных проб и полученных в ходе исследований полупродуктов изучался с использованием масс-спектрометрии с индукционно-связанной плазмой (ICP-MS) на спектрометре Spectrace 5000 Tracor X-ray и атомно-абсорбционным методом в АО «Механобр-Аналит» (ЗАО "РАД МИА"), г. Санкт-Петербург.

Для исследования минералогического состава проведены: гранулометрический анализ, изучение шлифов с использованием микроскопа Oxioplan фирмы Opton, микрорентгеноспектральных анализаторов CamScan с EDS и системой Link Isis (качественный анализ) и MS-46 фирмы Сатеса (количественный анализ рудных фаз), исследование фазового состава на дифрактометре "Дрон".

Экспериментальные исследования выполнялись с использованием стандартного оборудования на лабораторной базе Санкт-Петербургского горного университета и института «Гипроникель».

Достоверность полученных данных доказана сходимостью теоретических и экспериментальных результатов, основанной на современных методах физико-химического анализа.

Научная новизна работы:

- установлены особенности поведения благородных и цветных металлов при их концентрировании из техногенных отходов переработки медно-никелевых руд методом адгезионной флотации;

- установлены закономерности поведения цветных и благородных металлов при вскрытии флотоадгезионных концентратов методом «коллектирующая плавка - сульфатизация»;

- выявлена зависимость степени полимеризации сульфатокомплексов иридия от кислотности среды при ионообменной сорбции иридия из сернокислых растворов.

Основные защищаемые положения:

1. Эффективность флотационного концентрирования цветных и благородных металлов из техногенных продуктов переработки медно-никелевых руд определяется содержанием коллектирующей сульфидной фазы; применение адгезионной флотации обеспечивает получение обогащенного концентрата с суммарным содержанием благородных металлов более 250 г/т.

2. Закономерности поведения благородных и цветных металлов при вскрытии флотоадгезионных концентратов методом «коллектирующая плавка - сульфатизация» определяются степенью металлизации штейна, температурой и продолжительностью жидкофазной сульфатизации; сульфатизация высокометаллизированного штейна при 200 иС в течение 4 ч обеспечивает получение концентрата платины, палладия, родия и золота с суммарным содержанием не менее 1,5-2%.

3. Сорбционная активность иридия в ионообменных процессах, протекающих в сернокислых растворах, обусловлена зависимостью степени полимеризации его сульфатокомплексов от кислотности среды; осуществление сорбции на высокоосновном анионите АМП в присутствии окислителя обеспечивает глубокое извлечение иридия из многокомпонентных растворов высокой кислотности.

Практическая значимость:

• Разработан метод флотоадгезионного концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных отходов переработки сульфидных медно-никелевых руд, обеспечивающий получение богатого сульфидного концентрата в замкнутом цикле оборотных продуктов с полной регенерацией адгезива, что определяет высокую экологичность и низкую затратность метода.

• Предложен комбинированный способ вскрытия флотоадгезионных концентратов «коллектирующая плавка - сульфатизация», обеспечивающий получение богатого концентрата Р1:, Рё, Аи с извлечением цветных металлов, серебра и металлов спутников платины (МСП) в сульфатный раствор.

• Разработан сорбционный метод выделения иридия из сульфатных растворов на высокоосновном анионите АМП с предварительным введением в раствор окислителя с целью увеличения лабильности сульфатокомплексов иридия и повышения его извлечения в смолу.

• Разработана комбинированная технология селективного концентрирования благородных и цветных металлов из техногенных отходов пирометаллургических переделов ГМК «НН», применение которой обеспечит снижение потерь ценных компонентов сульфидных медно-никелевых руд.

Апробация работы. Основные результаты работы представлялись на I международной научно-практической конференции «Интехмет-2008» (Санкт-Петербург, 2008), на международной научно-практической конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы» (Москва, 2009), на международных конгрессах «Цветные металлы Сибири — 2009» и «Цветные металлы Сибири - 2010» (Красноярск, 2009, 2010).

Публикации. Основные положения, диссертации опубликованы в 13 печатных работах, из них 4 в журналах, рекомендованных ВАК Минобрнауки России. Получен 1 патент РФ на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения, библиографического списка, включающего 74 наименования, и приложения. Работа изложена на 119 страницах машинописного текста, содержит 16 таблиц и 25 рисунков.

4.4 Выводы

1. Сорбционная активность иридия в ионообменных процессах, протекающих в сернокислых растворах, обусловлена зависимостью степени полимеризации его сульфатокомплексов от кислотности среды.

2. При сорбционном извлечении иридия из сульфатных растворов анионитами АВ-16 и ЭДЭ-10П наблюдаются немонотонная зависимость степени сорбции от кислотности раствора с тремя максимумами извлечения при концентрации H2SO4 30, 150, 250 г-л"1 и тенденция изменения заряда комплексного аниона иридия от (-2) до (-8) при повышении кислотности раствора с 30 до 250 г-л"1 H2SO4.

3. Высокие показатели сорбционного выделения иридия из сернокислых растворов могут быть достигнуты при строгом соблюдении оптимальных характеристик процесса — кислотности раствора, температуры, расхода сорбента. Учитывая инертизацию сульфатокомплексов иридия, связанную, прежде всего, с частичным восстановлением, рекомендуется применение дополнительного реагента-окислителя (СгОз, Н2О2 и т.п.), введение которого обеспечивает лабилизацию иридиевых комплексов. Введение окислителя, обладающего высоким окислительно-восстановительным потенциалом в сульфатных средах, для перевода инертных низкозарядных комплексных соединений в активные высокозарядные существенно повышает показатели сорбционного извлечения иридия и желательно независимо от типа применяемого сорбента.

4. Осуществление сорбции на высокоосновном анионите АМП в присутствии окислителя обеспечивает глубокое извлечение иридия из многокомпонентных растворов высокой кислотности. Максимальная степень извлечения иридия в сорбент АМП достигает 97,6% (температура 60°С, продолжительность 1 час, расход смолы 100 г/л, расход окислителя Сг (VI) 5 г/л).

5. МПГ, перешедшие в сернокислый раствор на стадии сульфатизации платиносодержащих штейнов, могут быть эффективно выделены из сульфатных растворов сорбцией на анионитах с предварительной лабилизацией сульфатокомплексов платиновых металлов при поддержании оптимальных условий реализации процесса.

4.5 Контуры технологической схемы концентрирования благородных металлов из техногенных отходов пирометаллургических переделов

ОАО «ГМК «Норильский никель»

В настоящее время на техногенных месторождениях Норильского региона функционируют несколько предприятий, осуществляющих концентрирование благородных металлов из накопленных хвостов исключительно обогатительными методами с получением богатых гравитационных концентратов, передающихся на ГМК «НН». Химико-металлургическая переработка техногенных накоплений не осуществляется.

При оценке целесообразности применения химико-металлургической схемы для переработки техногенного сырья необходимо учитывать в первую очередь содержание благородных металлов в техногенном сырье и масштабы его накопления.

Для экспериментальных исследований были выбраны пробы донных осадков прудов-накопителей шлакопылевых отвалов, отличающиеся значительным содержанием благородных металлов. Данные химических анализов свидетельствуют о почти 10-кратном превышении содержаний МПГ, золота и серебра относительно средних цифр (2-3 г/т), характерных для техногенных месторождений Норильского региона. Возможность столь высоких содержаний благородных металлов в техногенных продуктах может быть объяснена не только их принципиальным отличием от природных рудных материалов, но и наличием геомеханического и естественного концентрирования при накоплении и хранении. Например, в работе [8] отмечено, что «вероятным представляется развитие зоны таликов с ярко выраженным эффектом просадки и резким (возможно, в десятки раз) повышением концентрации МПГ в придонных частях месторождения — своеобразных уникальных техногенных россыпях». Отмечая значительный объем накопленных отвалов, можно рассчитывать на целевое обнаружение зон экстремально высокого содержания благородных металлов, что определит высокую рентабельность их концентрирования.

Учитывая высокое содержание платины, палладия и золота в техногенном сырье, его целесообразно рассматривать как собственно драгметалльное, переработка которого нацелена на извлечение Р1:-Рс1-Аи концентрата. Извлечение цветных металлов и редких платиноидов должно носить попутный характер и экономическая эффективность его должна оцениваться отдельно.

Резюмируя результаты диссертационных исследований, можно отметить перспективность разработанных способов концентрирования благородных металлов из шлакопылевых отвалов ГМК «НН» и рекомендовать принципиальную технологическую схему, включающую адгезионную флотацию, коллектирующую плавку флотационного концентрата, сульфатизацию штейна с получением Р1-Рс1-Аи концентрата и выделение серебра и металлов спутников платины из сернокислого раствора (рис. 4.7). концентрат концентрат

РЬ Р<1. Аи МСП

Рисунок 4.7 - Принципиальная технологическая схема концентрирования благородных металлов из материала шлакопылевых отвалов ГМК «НН»

На переработку поступает техногенный материал, содержащий 5-10 г/т Р^ 20-30 г/т Рс1 и 0,5-1 г/т Аи. На подготовительной стадии должны быть предусмотрены операции усреднения и доизмельчения исходного материала для обеспечения требуемого гранулометрического состава (содержания фракции -44 мкм не менее 95%) при последующей адгезионной флотации. Параметры флотационного процесса: расход соляра 20-50% от питания; продолжительность 30 мин; температура 20°С; ж:т=2-4; расход ксантогената -175 г/т; расход вспенивателя (Т-66) — 250 г/т. Выход флотоадгезионного концентрата - 15-20% при содержание суммы Рс1, Р^ Аи 180-200 г/т. Потери адгезива с камерным продуктом не превышают 50-100 г/т. Возможно целевое использование флотоадгезионного концентрирования исключительно для предварительного выделения богатого благородными металлами продукта с последующей его передачей в существующее шламовое производство. Одним из ключевых вопросов при реализации процесса адгезионной флотации является минимизация потерь адгезива с камерным продуктом и его воздействия на окружающую среду. Опыт полупромышленной эксплуатации флотоадгезионной технологии на Саралинском золотодобывающем предприятии свидетельствует, что вопросы повышения экологической безопасности могут быть решены достаточно эффективно.

Плавка концентрата осуществляется в электропечи при температуре 1600 °С в присутствии восстановителя с получением металлизированного штейна, содержащего 300-500 г/т суммы Рс1, Р^ Аи. Выход штейна 60-70 % от веса исходного концентрата. Необходимо учитывать, что плавка как универсальный метод коллектирования благородных и цветных металлов может быть применена непосредственно при переработке техногенного материала. Однако в этом случае резко вырастет объем проплавляемого материала и масштабы передела. Получение сильнометаллизированного штейна, отличающегося высокой прочностью, потребует использования эффективного дробильного оборудования при подготовке материала к последующему циклу «сульфатизация — выщелачивание».

Сульфатизационное вскрытие штейна осуществляется при 200 °С, ж:т=5 в течение 6 ч с последующим водным выщелачиванием, что обеспечивает практически полное удаление цветных металлов и железа в раствор сульфатизации и получение (после прокаливания кека) концентрата Pd, Pt, Au с суммарным содержанием до 1,5% (выход концентрата до 1,5-5%).

Сульфатный раствор после осаждения серебра в виде хлорида поступает на сорбцию Mill на высокоосновном анионите АМП при температуре 60°С, продолжительности 1 час, расходе смолы 100 г/л, расходе окислителя Cr (VI) 5 г/л.

В целом предлагаемая технология характеризуется высокими показателями извлечения благородных металлов, существенной независимостью от типа техногенного сырья, возможностью использования типового обогатительного и металлургического оборудования, отсутствием использования дорогостоящих и нетрадиционных реагентов.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Диссертация представляет собой законченную научно-квалификационную работу, в которой поставлена и решена актуальная задача концентрирования благородных металлов из техногенных отходов ГМК «НН».

Экспериментально установлено, что коллектирование сульфидной составляющей материала шлакопылевых отвалов методом адгезионной флотации в оптимальных условиях (расход солярового масла 20-50%. от питания; крупность материала - более 95% фракции -44мкм; ж:т=2-4) при относительной простоте реализации процесса обеспечивает высокие показатели концентрирования ценных компонентов с получением концентрата, обогащенного в 3-5 раз по благородным металлам.

Переработка флотоадгезионного концентрата способом, сочетающим плавку на металлизированный штейн и его последующую жидкофазную сульфатизацию при 200 °С, ж:т=5 в течение 6 ч, обеспечивает получение богатого концентрата Р^ Рё и Аи (суммарное содержанием не менее 1,5%) с извлечением серебра, цветных металлов и редких платиноидов в сернокислый раствор.

Показано, что сорбционная активность иридия в ионообменных процессах, протекающих в сернокислых растворах, обусловлена зависимостью степени полимеризации его сульфатокомплексов от кислотности среды. Введение при сорбции окислителя (СЮз, Н202 и т.п.) для перевода инертных низкозарядных координационных соединений иридия в активные высокозарядные существенно повышает показатели его сорбционного извлечения. Сорбция иридия из сульфатных растворов высокоосновным анионитом АМП с предварительной лабилизацией иридиевых сульфатокомплексов введением окислителя, позволяет достичь извлечения иридия в сорбент более 97%.

Предложена принципиальная технологическая схема концентрирования благородных металлов из материала шлакопылевых отвалов ГМК «НН», включающая в качестве основных стадий адгезионную флотацию, коллектирующую плавку концентрата, сульфатизационную переработку штейна с получением богатого платинометального концентрата и сорбционное извлечение редких платиноидов из раствора сульфатизации. Данная схема обеспечивает замкнутый цикл адгезионной флотации с полной регенерацией адгезива, получение селективных концентратов благородных металлов и возможность попутного извлечения цветных металлов.

1. Беневольский Б.И., Зубатарева Л.И. Минерально-сырьевая база и конъюнктура платиноидов зарубежных стран. М., «Геоинформмарк», 1993, 47 с.

2. Лаверов Н. П., Дистлер В. В. // Геология рудных месторождений. 2003, т. 45, №4, с.291-304.

3. Чернышов Н.М. // Соросовский образовательный журнал. 1998, № 5, с. 24-29.

4. Беневольский Б.И., Зубатарева Л.И., Шашкин В.М. // Минеральные ресурсы России. 1993, № 3, с. 20-24.

5. Додин Д.А., Изоитко В.М. // Обогащение руд. 2006 №6, с. 19-23.

6. Сенютина А.Б. Экономическое обоснование вовлечения в разработку техногенных месторождений металлов платиновой группы: диссертация . кандидата экономических наук. М, 2006, 128 с.

7. Петров Г.В. Концентрирование платиновых металлов при переработке традиционного и нетрадиционного платинометального сырья: диссертация . доктора технических наук. СПГГИ, 2001, 110 с.

8. Грейвер Т.Н./ В кн.: Никель//Резник И.Д., Ермаков Г.П., Шнеерсон Я.М. М.: 000 " Наука и технологии", 2003, Т. 3, с. 531-595.

9. Храмцова И.Н., Баскаев П.М. и др. // Цветные металлы. 2005, № 10, с. 58-63.

10. Благодатен Ю.В., Рыжов А.Г., Чегодаев В.Д. и др. // Цветные металлы. 1995, № 6, с. 48-51.

11. Грейвер Т.Н., Петров Г.В. // Цветная металлургия. 1999, № 8-9, с. 710.

12. Худяков В.М., Грейвер Т.Н., Ким В.Д. и др. // Цветные металлы. 1992, №7, с. 17-20.

13. Гинзбург С.И., Шориков Ю.С., Орлов A.M. Химия платиновых металлов в процессах сернокислотной переработки платинового сырья. М., «Цветметинформация», 1979, 48 с.

14. Кшуманева Е.С. Исследование и разработка гидрометаллургической технологии остатков синтеза карбонильного никеля: диссертация . кандидата технических наук. Апатиты, 2011, 197 с.

15. Боярко Г.Ю. Металлургия металлов платиновой группы (обогощение руд и концентратов, попутное извлечение, аффинаж). М., «Геоинформмарк», 2001, 49 с.

16. Разин JI.B., Башлыкова Т.В. / В кн.: Платина России. Проблемы развития минерально-сырьевой базы ПМ в XXI веке. М., Геоинформмарк, 1999, с. 242-245.

17. Говорова JI.K., Тарасова И.И., Сторожень Н.М. // Добыча и переработка руд цветных металлов. Норильск, 1986, с. 71-75.

18. Сенютина А.Б. // Изв. вузов. Геология и разведка. 2006, №6, с. 7073.

19. Додин Д.А., Неручев С.С. и др. // Горный журнал. 1997, №2, с.8-11.

20. Стехин А.И., Кунилов В.Е., Олешкевич О.И. // Недра Таймыра. 1995, Вып. 1, с. 85-93.

21. Парецкий В.М. // Цветные металлы. 2002, № 9, с. 28-31.

22. Нафталь М.Н., Шестакова Р.Д. // Цветные металлы. 2001, № 6, с. 4348.

23. Кайтмазов Н.Г., Пыхтин Б.С. и др. // Цветные металлы. 2001, № 6, с. 41-42.

24. Брусничкина-Кириллова Л.Ю., Большаков Л.А. // Цветные металлы. 2009, № 8, с. 72-74.

25. Макаров В.Н., Васильева Т.Н., Макаров Д.В. // Цветные металлы. 2004, № 5, с. 21-24.

26. Фомичев В.Б., Благодатин Ю.В., Сухарев C.B. // Цветные металлы. 2000, № 6, с. 27-29.

27. Макаров В.А. Благородные металлы техногенных минеральных объектов сибирского региона: ресурсы и проблемы геолого-технологической оценки. / II Международный конгресс «Цветные металлы Сибири 2010»// Красноярск. Сборник докладов, с. 37-45.

28. Купилов В.Е., РябкинВ.А. и др. // Цветные металлы. 1996, №5, с. 35-37.

29. Самойлов А.Г., Шатков В.А. // Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. 2000, № 1, с. 45-48.

30. Федосеев И.В. // Цветные металлы. 2006, № 3, с. 39-40.

31. Дмитриев И.В., Кудрин Е.Г., Петров А.Ф. // Цветные металлы. 2010, № 6, с. 70-73.

32. Тимошенко Э.М., Соболь С.И., Китай А.Г. и др. // Цветные металлы. 1990, № 4, с. 28-31.

33. Соболь С.И., Тимошенко Э.М. // Цветные металлы. 1992, № 5, с. 810.

34. Нафталь М.Н., Шур М.Б. и др. // Цветные металлы. Специальный выпуск. 2005, № 10, с. 81-90.

35. Чантурия В.А., Вигдергауз В.Е. // Горный журнал. 2008, №6, с. 7174.

36. Зверевич В.В., Перов В. А. Основы обогащения полезных ископаемых. Недра, М., 1971.

37. Ребиндер П.А. и др. Физикохимия флотационных процессов. -Металлургиздат, М., 1971.

38. Дерягин Б.В., Кротов H.A., Смилга В.П. Адгезия твердых тел. М.,1973.

39. Берлин A.A., Басин В.Е. Основы адгезии полимеров. 2-ое издание. -М., 1974.

40. Вакула B.JL, Притыкин JI.M. Физическая химия адгезии полимеров. М., 1981.

41. Зимон А.Д. Адгезия жидкости и смачивание. М., Химия, 1974.

42. Чекушин B.C., Даннекер М.Ю., Гавришина Е.П. Извлечение золота из хвостов золотоизвлекательных предприятий. / В сб.: «Проблемы использования отходов горнодобывающей и перерабатывающей промышленности», 1991.

43. Гавришина Е.П. Адгезионная флотация золота из лежалых хвостов и малосульфидных руд (на примере Саралинского месторождения): автореферат диссертации . кандидата технических наук. Красноярск, 1993, 25 с.

44. Соловьев П.П. Справочник по минералогии. — М, Металлургиздат,1948.

45. Минералы благородных металлов. Справочник. М., "Недра", 1986.

46. Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М., Металлургия, 1991, 416 с.

47. Чекушин B.C., Олейникова Н.В., Шубакова М.А. Экстракция благородных металлов в системе «металл-металл». / II Международный конгресс «Цветные металлы Сибири 2010» // Красноярск. Сборник докладов, с. 306-312.

48. Богородский Е.В. Исследование и усовершенствование окислительно-восстановительной плавки технологических продуктов, содержащих драгоценные металлы: автореферат диссертации . кандидата технических наук. Иркутск, 2011, 18 с.

49. Пат. 2415954 РФ, МПК С22В11/00. Способ извлечения металлов платиновой группы из платиносодержащего сырья / Г.В. Петров, Ю.В. Андреев, Т.Н. Грейвер, В.Н. Ковалев; Заявл. 22.12.2009; Опубл. 10.04.2011.

50. Москвин Л.Н., Царицына Л.Г. Методы разделения и концентрирования в аналитической химии. Л.: Химия, 1991.

51. Кузьмин Н.М., Золотое Ю.А. Концентрирование элементов. М: Наука, 1988.

52. Аналитическая химия металлов платиновой группы. / Под ред. Ю.А. Золотова, Г.М. Варшал, В.М. Иванова. — М., КомКнига, 2005, 592 с.

53. Симанова С.А., Бурмистрова Н.М. // ЖПХ, 1996, № 5, с. 772.

54. Симанова С.А., Бурмистрова Н.М. // ЖПХ, 1998, № 12, с. 1986.

55. Заявка Японии № 59-28616. Способ выделения и очистки иридия.

56. Блохин A.A., Абовский Н.Д., Мурашкин Ю.В. и др. Сорбционное извлечение платины и палладия из отработанных аффинажных растворов с их низким содержанием. /1 Международный конгресс «Цветные металлы Сибири -2009» //Красноярск. Сборник докладов, с. 587-592.

57. Борбат В.Ф., Шиндлер A.A., Ярощик И.С. и др. Извлечение платины (IV), палладия (II) и родия (III) сорбцией из растворов и пульп смолами Purolite. / II Международный конгресс «Цветные металлы Сибири -2010» // Красноярск. Сборник докладов, с. 313-315.

58. Буслаева Т.М., Дробот Д.В. // Цветные металлы. 2005, № 10, с. 7780.

59. Буслаева Т.М. Технология «молекулярного распознавания» -перспективная технология аффинажа металлов платиновой группы. / I Международный конгресс «Цветные металлы Сибири 2009» // Красноярск. Сборник докладов, с. 333-334.

60. Петров Г.В., Грейвер Т.Н., Беленький A.M. и др. // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия, 2006, № 6., с. 34-37.

61. Гинзбург С.И., Езерская H.A., Прокофьева И.В. Аналитическая химия платиновых металлов. М., Наука, 1972, 613 с.

62. Петров Г.В., Грейвер Т.Н., Беленький A.M. и др. // М.: Изв. ВУЗов. Цветная металлургия, 2006. №6. С. 34-37.

63. Ковалев В.Н., Петров Г.В. Влияние комплексообразования на поведение иридия при его сорбционном выделении из насыщенных сернокислых растворов. / I Международный конгресс «Цветные металлы Сибири 2009» // Красноярск. Сборник докладов, с. 582-585.

64. Петров Г.В., Беленький A.M., Ковалев В.Н. Исследование особенностей поведения сульфатных координационных соединений иридия при сорбции / I международной научно-практической конференции «ИНТЕХМЕТ -2008». // СПб. Сборник тезисов и докладов, с. 122-124.

65. Лапшин Д.А, Дылько Г.Н., Литвяк М.А. // Цветные металлы. 2010, № 6, с. 52-55.

66. Журин А.И., Шамова A.B. // Электролиз в металлургии цветных металлов. Труды ЛИИ., М., Металлургия, 1967, № 272, С. 98-103.

67. Синицын Н.М., Шориков Ю.С., Рыжов А.Г. // ЖНХ. 1976, т. 21, № 12, с. 2458-2464.