textarchive.ru

Главная > Автореферат диссертации

1

Смотреть полностью

УДК 669.2/.8.046(043.2)

На правах рукописи

ОМАРОВА НУРГУЛЬ САПАРОВНА

Развитие научных основ восстановительно-сульфидирующей

электроплавки и ее применение в металлургии

цветных и благородных металлов

05.16.02 – металлургия черных, цветных и редких металлов

Автореферат

диссертации на соискание ученой степени

доктора технических наук

Республика Казахстан

Алматы, 2010 г.

Работа выполнена в АО «Центр наук о земле, металлургии и обогащения».

Научный консультант:

Академик НАН РК,

Доктор технических наук, профессор Кожахметов С.М.

Официальные оппоненты:

Доктор технических наук, профессор Сухарников Ю.И.

Доктор технических наук, профессор Даулетбаков Т.С.

Доктор технических наук Абрамов А.С.

Ведущая организация: Химико-металлургический институт им. Ж. Абишева, г. Караганда

Защита состоится «30» ноября 2010 г. в 1000 час на заседании Диссертационного совета Д 53.17.01 при АО «Центр наук о земле, металлургии и обогащения» по адресу: 050010, г. Алматы, ул. Шевченко, уг. ул. Валиханова 29/133, факс 8(727)291-46-60, e-mail:ao.cnzmo@

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке в АО «Центр наук о земле, металлургии и обогащения» по адресу: 050010, г. Алматы, ул. Шевченко, уг. ул. Валиханова 29/133.

Автореферат разослан «____» _______ 2010 г.

Ученый секретарь

Диссертационного совета Д 53.17.01,

доктор технических наук Агапова Л.Я.

ВВЕДЕНИЕ

Общая характеристика работы. Медь и золото являются одними из наиболее используемых и торгуемых металлов в мире. Казахстан входит в первую десятку мировых производителей меди и катодного золота. Подтвержденные запасы меди оцениваются в 37 млн. т (5,5% от мировых запасов), разведанные запасы золота – на уровне 1700 т (4% от мировых запасов). По этим показателям Республика занимает, соответственно, четвертое и седьмое места в мире.

Однако, в последние годы наблюдается тенденция снижения их производства и экспорта меди, составляющих значительную часть золотовалютного потенциала Республики. Поэтому решение технологических проблем в этих отраслях является очень актуальной задачей.

Снижение производства меди обусловлено не только ухудшением качества казахстанского сырья, но и принятой практикой переработки в шихте конвертерных шлаков после их флотационного обогащения. Анализ литературных источников по современным способам переработки шлаков медного производства показал, что, несмотря на их многообразие, наиболее широкое распространение получили флотационный и электротермический. В частности, в Казахстане на Балхашском медеплавильном заводе, используют флотационный способ ввиду его относительной дешевизны, но степень извлечения меди при этом невысока – до 80%, к тому же он не решает основной задачи – разрушения магнетита, и введение обогащенного конвертерного шлака в шихту медной плавки способствует увеличению потерь цветных металлов с отвальными шлаками.

Из восстановительно-сульфидирующих способов наиболее известны способы с использованием в качестве сульфидизаторов пирита и пиритсодержащих материалов, в то время как использование сульфата кальция имеет ряд преимуществ, таких как: возможность получения сульфидизатора непосредственно в технологическом цикле и менее железистых, а следовательно, и с меньшими потерями цветных металлов отвальных шлаков.

Эффективная отдельная переработка золотомышьяковых концентратов также остается нерешенной задачей, в производство внедрен только метод бактериального выщелачивания, который применим для концентратов с низким содержанием углерода. В основном же, по-прежнему используется традиционный метод обжига концентратов с последующим цианированием полученного огарка с низким извлечением золота и образованием токсичного белого мышьяка.

В научной литературе имеются разрозненные сведения по использованию материалов, содержащих сульфат кальция, при обеднении шлаков, преимущественно никелевого производства. Сведения по применению сульфата кальция при переработке золотомышьяковых концентратов отсутствуют. В связи с этим данная работа посвящена проведению систематизированных физико-химических и технологических исследований и научному обоснованию восстановительно-сульфидирующего метода переработки с использованием, в том числе и сульфаткальциевых флюсов. Положительное решение поставленной задачи по возможности сульфидирования оксидов металлов и мышьяка сульфатом кальция в восстановительной атмосфере позволило реализовать экологически безопасную восстановительно-сульфидирующую электротермическую переработку шлаков медного производства и золотомышьяковых концентратов.

Актуальность работы. Около 80% мирового производства меди осуществляется пирометаллургическим способом. Анализ развития и совершенствования мировых технологий выявил тенденцию повышения доли энергосберегающих автогенных процессов, к которым относится и плавка в «жидкой ванне», применяемая на Балхашском медеплавильном заводе. Автогенные процессы и процессы конвертирования, протекающие в условиях сильноокислительной атмосферы, сопровождаются получением шлаков с высоким содержанием магнетита и значительными потерями цветных металлов, что делает проблему вывода конвертерных шлаков на отдельную переработку еще более актуальной. Вывод конвертерного шлака из медного производства должен представлять большие преимущества не только с точки зрения возможности более комплексного использования этих шлаков, но и с точки зрения улучшения технико-экономических показателей: повышения извлечения меди, качества штейна и черновой меди, уменьшения расхода топлива, флюсов, увеличения полезной производительности печей.

Около 30% мировых запасов золота и практически все месторождения казахстанских руд относятся к категории «упорных» из-за тонкой вкрапленности золота и тесного взаимопрорастания с арсенопиритом, наличия мышьяка, углистых веществ и других примесей. Отсутствие рациональной технологии переработки таких концентратов привело к значительному снижению объемов производства золота в Казахстане, поэтому решение проблемы их переработки является актуальной задачей.

Цель работы - научное обоснование и разработка эффективной экологически безопасной восстановительно-сульфидирующей технологии электротермической переработки конвертерных шлаков медного производства и «упорных» золотомышьяковых концентратов.

Научная новизна. В работе впервые получены следующие научные результаты:

- Изучена кинетика высокотемпературных процессов взаимодействия оксидных компонентов шлаков медного производства и золотомышьяковых концентратов с сульфатом кальция и углеродом при 1200-13500С, соответствующем температурному интервалу их электротермической переработки. Установлено, что благодаря высокой скорости восстановления сульфата кальция, значительно превышающей скорость восстановления оксидов металлов, средняя скорость взаимодействия в системах Cu2O – CaSO4 – C и Cu2O·Fe2O3 – CaSO4 – C, при стехиометрическом соотношении реагентов, равном 1:1:2, превышает среднюю скорость восстановления куприта и делафоссита, соответственно, в 1,9 и 3,5 раза, при пятикратном избытке углерода сверх стехиометрии – в 1,6 и 1,8 раза.

- Изучение скорости взаимодействия компонентов системы Fe3O4 – CaSO4 – C показало, что средняя скорость их взаимодействия при соотношении реагентов 1:1:2 превышает среднюю скорость восстановления магнетита при их соотношении 1:5 в 1,9 раза.

- Изучение скорости взаимодействия компонентов системы Fe3O4 – CaSO4 – C – SiO2 показало, что средняя скорость их взаимодействия при соотношении реагентов 1:0,5:1,5:1,5 превышает среднюю скорость восстановления магнетита при их соотношении 1:5 в 1,6 раза. Добавка диоксида кремния в систему Fe3O4 – CaSO4 – C способствует увеличению скорости взаимодействия компонентов системы,что положительно сказывается при совместной переработке конвертерных шлаков и золотомышьяковых концентратов.

- С применением комплекса физико-химических методов исследования определена последовательность взаимодействия компонентов в системах Cu2O – CaSO4 – C, Cu2O·Fe2O3 – CaSO4 – C, Fe3O4 – CaSO4 – C в интервале температур 1200-13500С свидетельствующая о возможности использования сульфата кальция одновременно в качестве сульфидизатора оксидов металлов, регента, увеличивающего серный потенциал газовой фазы и флюсового материала:

Установлено, что при взаимодействии компонентов системы Cu2O – CaSO4 – C происходит восстановление сульфата кальция до его сульфида; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление оксида меди до металлической; взаимодействие сульфида кальция с оксидом меди с образованием сульфида меди и оксида кальция; взаимодействие сульфида меди с ее оксидом с образованием металлической меди.

При взаимодействии компонентов системы Cu2O·Fe2O3 – CaSO4 – C: восстановление сульфата кальция до его сульфида; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление делафоссита до куприта и магнетита; их взаимодействие с сульфидом кальция с образованием сульфидов железа и меди, оксида кальция и диоксида серы; сульфидирование оксида меди сульфидом железа; взаимодействие оксида меди с ее сульфидом с образованием металлической меди.

При взаимодействии компонентов системы Fe3O4 – CaSO4 – C: восстановление сульфата кальция до его сульфида, взаимодействие образовавшегося сульфида с магнетитом с образованием пирротина, оксида кальция и диоксида серы; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление магнетита до металлического железа; разложение сульфата кальция металлическим железом с образованием оксисульфида CaO·FeS.

- Установлено, что в условиях восстановительной атмосферы добавка 3-11 % оксида бора в шлаки состава, мас.%: 15,02 FeO; 54,23 SiO2; 24,82 CaO; 5,96 Al2O3 и 55,3 FeO; 33,9 SiO2; 5,1 CaO; 5,7 Al2O3 снижает степень восстановления оксида меди, соответственно, в 2 и 2,5 раза в результате снижения степени восстановления шлакового расплава вследствие образования боратов железа.

- Изучена кинетика взаимодействия стехиометрических количеств Cu2O – CaSO4 – C; Cu2O – CaSO4 – B2O3, Cu2O – CaSO4 – C – B2O3 в синтетических шлаковых расплавах состава, мас.%: 55,3 оксида железа; 33,9 диоксида кремния; 5,1 оксида кальция; 5,7 оксида алюминия с добавлением к нему 1 и 5% оксида меди. Установлено, что скорость взаимодействия сульфата кальция с углеродом в шлаковом расплаве превышает скорость взаимодействия сульфата кальция с оксидом бора в 5,6 раза, добавка оксида бора к шлаку, содержащему сульфат кальция и углерод, увеличивает скорость их взаимодействия в 1,5 раза благодаря образованию боратов железа и кальция, улучшающих физико-химические свойства шлакового расплава.

- Определены скорости и степень обеднения по цветным металлам промышленных шлаков БГМК с использованием оксида бора и сульфата кальция в различных газовых средах. Установлено, что совместное использование сульфата кальция с оксидом бора способствует улучшению показателей обеднения промышленных шлаков.

- Установлено, что при электротермической переработке золотомышьяковых концентратов с высоким содержанием углерода использование сульфата кальция в качестве кальцийсодержащего флюса позволяет предотвратить образование шпейзы.

- Обоснована целесообразность и эффективность восстановительно-сульфидирующей электроплавки сложных по составу упорных золотомышьяковых концентратов Казахстана с подбором флюсов, обеспечивающих получение шлака оптимального состава, мас. %: 6-10 железа; 18-20 оксида кальция; 45-50 диоксида кремния; 10-12 оксида алюминия, обеспечивающего легкоплавкость и минимальные потери золота (менее 1 г/т золота) и цветных металлов.

Положения, выносимые на защиту:

- результаты изучения кинетики и последовательности взаимодействия оксида меди, делафоссита, магнетита с сульфатом кальция и углеродом в нейтральной атмосфере в области температур 1250-13500С;

- результаты изучения сульфидирования оксида меди в шлаках ПВ в зависимости от количества вводимого сульфата кальция;

- результаты изучения влияния сульфата кальция и оксида бора на процесс обеднения промышленных шлаков ПВ в различных газовых средах;

- результаты укрупненно - лабораторных исследований по электротермическому обеднению шлаков ПВ и конвертирования с использованием восстановительно-сульфидирующих реагентов и золотомышьяковых концентратов;

- результаты укрупненно-лабораторных исследований и полупромышленных испытаний по восстановительно-сульфидирующей электроплавке упорных золотомышьяковых концентратов месторождений Бакырчик, Акбакай с применением различных флюсующих материалов (сульфата кальция, фосфогипса, известняка, пирита, пиритного огарка, оборотного огарка от обжига штейна, дефеката сахарной промышленности и оборотных железосодержащих кеков цианирования);

- результаты промышленных испытаний по электроплавке упорных флотационных золотомышьяковых концентратов с использованием восстановительно-сульфидирующих реагентов на Акбакайском горно-обогатительном комбинате;

- результаты разработанного способа совместной переработки конверторных шлаков и золотомышьяковых концентратов;

- результаты разработанных технологий переработки золотомышьяковых концентратов.

Апробация практических результатов. Материалы диссертации докладывались и обсуждались на Республиканской научно-практической конференции «Теория и практика интенсификации ресурсоэнегосбережения в химической технологии и металлургии» (Шымкент - Алматы, 2000 г.); на международной научной конференции «Научные проблемы комплексной переработки минерального сырья цветных и черных металлов» (Алматы, 2000г.); на международной конференции «Молодые ученые - 10-летию независимости РК» (Алматы, 2001 г.); на конференции «Молодые металлурги - 10-летию независимости РК» (Алматы, 2001 г.); на научно – практическом семинаре-совещании «Современное состояние и проблемы электротермических, высокотемпературных процессов хим. технологии и металлургии» (Шымкент, 2004 г.); на VII международной конференции «Золотодобывающая промышленность России. Состояние и перспективы развития» (Москва, 2005 г.).

Практическая ценность работы. На основании теоретических положений выполнен комплекс физико-химических и технологических исследований, позволивший:

- разработать и опробовать на Акбакайском горно-металлургическом комбинате эффективную экологически безопасную технологию электротермической переработки сложных по составу «упорных» золотомышьяковых флотационных концентратов с получением 148 кг катодного золота;

- разработать экологически безопасную бесцианидную технологию извлечения золота из упорных золотомышьяковых концентратов, содержащих цветные металлы;

- разработать способ совместной переработки золотомышьяковых концентратов с конверторными шлаками медного производства, позволяющий осуществить процесс обеднения конвертерных шлаков с извлечением в штейн меди до 93,9 - 94,8 %; золота и серебра, соответственно, до 99,7 - 99,8 %; 99,3 - 99,7%.

Новизна научно-технических решений защищена 10 патентами и предпатентами РК.

ОСНОВНАЯ ЧАСТЬ

1 Анализ современного состояния теории, технологии и экономической целесообразности отдельной переработки шлаков автогенных процессов, конвертирования и упорных золотомышьяковых концентратов. Анализ физико-химических особенностей образования магнетита при окислении сульфидно-оксидных расплавов системы Cu – Fe – S – O – SiO2 – CaO выявил, что при современных автогенных способах переработки медного сырья переокисление железа в шлаке до трехвалентного состояния неизбежно, при этом возрастают потери цветных металлов со шлаками. Поэтому снижение магнетита за счет вывода конверторного шлака из шихты плавки – один из важнейших резервов повышения извлечения цветных металлов в конечный продукт при плавке медного сырья в жидкой ванне.

Анализ литературных источников по современным способам переработки шлаков выявил их многообразие, однако ни один из предлагаемых и прошедших полупромышленные испытания способов, кроме флотационного, не внедрен на предприятиях нашей республики из-за их низкой рентабельности. Флотационное обогащение - наиболее простой и доступный способ, не требующий значительных капитальных затрат при использовании обогатительных фабрик в связи с их незагруженностью и нахождению вблизи металлургических предприятий. Но данный способ имеет один существенный недостаток: в получаемых концентратах остается большое количество магнетита, что отрицательно сказывается на процессе плавки медной шихты. Использование при плавке конвертерных шлаков в качестве кремнистых флюсов флотационных золотомышьяковых концентратов, содержащих диоксид кремния и, в некоторых случаях, углистые вещества позволит повысить эффективность их переработки. Увеличение диоксида кремния в шихте плавки за счет замены золотосодержащего флотоконцентрата с низким содержанием диоксида кремния на более качественный флюс также позволит снизить потери меди. Однако, экологически безопасные способы отдельной переработки упорных золотосодержащих концентратов, такие как вакуумный процесс, окислительный обжиг концентратов совместно с пиритом в печи шахтного типа не нашли промышленного применения из-за сложности аппаратурного оформления. Наиболее оптимальным вариантом решения проблемы переработки таких концентратов является их восстановительно-сульфидирующая электроплавка, позволяющая решить вопрос одновременного удаления углерода и мышьяка в нетоксичной сульфидной форме. Эффективность переработки возможно повысить благодаря правильному подбору флюсов, в частности, использование сульфата кальция в качестве сульфидизатора и флюсующего материала не требует ввода дополнительного количества флюсов, соответственно, снижается выход шлака, уменьшается расход реагентов и энергозатраты. Исследований по использованию сульфата кальция при плавке золотомышьяковых концентратов в научной литературе не обнаружено.

Поведение сульфата кальция в качестве сульфидизатора изучено, в основном, при шахтной плавке окисленного никелевого сырья и при обеднении шлаков никелевого производства. Исследования по кинетике и химизму взаимодействия сульфата кальция с окисленными соединениями цветных металлов, растворенных в шлаковых системах, единичны и разрознены. Таким образом, научной основой решения вышеуказанных проблем и единством разработки новых технологий являются физико-химические исследования в области теории совмещенных восстановительно-сульфидирующих процессов в условиях переработки оксидных и оксидно-сульфидных материалов цветной металлургии, в частности конвертерных шлаков медного производства и золотомышьяковых концентратов.

2. Термодинамический анализ возможных реакций при процессах обеднения конвертерных шлаков медного производства и электроплавки упорных золотомышьяковых концентратов с использованием восстановительно-сульфидирующих реагентов. Для проведения термодинамического анализа возможных реакций в системах Cu2O - Fe2O3 - CaSO4 - C, FexOy - ZnO - SiO2 - CaSO4 - C, CaSO4 - Fe2O3 - SiO2 - B2O3 - C, FeS2 - FeAsS - Fe2O3 - SiO2 – CaSO4 - C в интервале температур 1000-14000С использована программа, представленная А. Roihe, Outokumpu Research Oy, Pori, Finland. Сравнительный анализ расчетных данных показал, что с термодинамической точки зрения более вероятно протекание реакций сульфидирования оксидов металлов и мышьяка сульфатом кальция в присутствии углерода (G = -390,3 – (-1287,4) кДж/моль) в сравнении с реакциями их восстановления углеродом (G = -86,0 – (-574,0) кДж/моль).

3. Исследование кинетики и последовательности взаимодействия в шлаковых расплавах системы Cu2O - FeхOу - SiO2 (B2O3) - CaSO4 – С. На комплексной автоматизированной установке с непрерывным взвешиванием массы смесей и одновременной регистрацией количества выделившейся окисленной серы и контролем температуры в реакционном сосуде проведены исследования по изучению последовательности взаимодействия в системах CaSO4 - C, Cu2O - C, Cu2O∙Fe2O3 - C; Fe3O4 - С; Fe3O4 - SiO2 - С; Cu2O - CaSO4 - C, Cu2O∙Fe2O3 - CaSO4 - C; Fe3O4 - CaSO4 - С; Fe3O4 - SiO2 - CaSO4 - С при медленном подъеме температуры от 20 до 13500С и влиянию температуры и количества сульфата кальция и углерода на скорость взаимодействия оксидов меди и железа с сульфатом кальция и углеродом в интервале температур 1250-13500С в нейтральной атмосфере.

Характер зависимости изменения масс исследуемых систем CaSO4 - C, Cu2O - C, Cu2O - CaSO4 - C и степени выделения окисленной серы при непрерывном подъеме температуры от 100 до 13500С со скоростью 100С/мин представлен на рисунке 1.

1 - CaSO4; 2 - CaSO4 и С;

3 - Cu2O и С; 4 - Cu2O, CaSO4 и С.

Рисунок 1 –

Изменение массы смесей и степень

выделения окисленной серы от температуры

Изучение взаимодействия компонентов исследуемых систем с использованием термогравиметрического анализа на дериватографе системы Паулик - Паулик - Эрдей и минералогического и рентгенофазового анализов для идентификации промежуточных и конечных продуктов взаимодействия позволило сделать вывод о последовательности взаимодействия в системе Cu2O - CaSO4 – C: образование оксида углерода; восстановление сульфата кальция до его сульфида; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление оксида меди до металлической; взаимодействие сульфида кальция с оксидом меди с образованием сульфида меди; взаимодействие сульфида меди с ее оксидом с образованием металлической меди.

Изучение кинетики взаимодействия в системе Cu2O – CaSO4 – C в интервале 1250 - 13500С показало, что средняя скорость восстановления сульфата кальция в исследуемом интервале температур в несколько раз превышает скорость восстановления меди, в частности, при пятикратном избытке углерода сверх стехиометрического значения - в 9 раз, благодаря чему средняя скорость взаимодействия оксида меди с сульфатом кальция и углеродом превышает среднюю скорость восстановления оксида меди углеродом при стехиометрических количествах реагентов – в 1,9 раза, при пятикратном избытке углерода – в 1,6 раза (рисунки 2, 3).

Анализ полученных дан­ных позволяет сделать вывод о том, что благодаря высокой скорости взаимодействия суль­фата кальция с углеродом, зна­чительно превышающей ско­рость восстановления оксида меди, для обеднения по меди целесообразней использовать сульфидизатор. Определено, что увеличе­ние количества углерода в системе Cu2O – CaSO4 – C в 2,5 и более сверх стехиометрического значения позво­ляет эффективнее использовать суль­фат кальция, так как при недостатке углерода неполностью восстановившийся сульфат кальция взаимодействует с его сульфидом с выделением диоксида серы в газовую фазу.

1-3 – 1; 4-6 – 2,5; 7-9 – 5

Рисунок 2 –

Зависимость удельной скорости

взаимодействия Cu2O с CaSO4 от

отношения С к стехиометрическому при 1250, 1300 и 1350 0С.

1-3 –1; 4-6 –5; 7-9 –10

Рисунок 3 –

Зависимость удельной скорости

восстановления Cu2O от

отношения С к стехиометрическому

при 1250, 1300 и 1350 0С.

Результаты термогравиметрического иссле­дования систем Cu2O∙Fe2O3 - CaSO4 - C, Cu2O∙Fe2O3 - C приведены на рисунке 4. Сравнивая скорости реакций

Cu2O∙Fe2O3:С = 1 - 1:1; 2 - 1:1,5; 3 - 1:5;

Cu2O∙Fe2O3:CaSO4:С = 4 - 1:0,5:1; 5 - 1:1:1.

Рисунок 4 –

Зависимость изменения массы

смесей и степени выделения окисленной серы от температуры

в изучаемых системах и анализируя промежуточные и конечные продукты взаимодействия минералогическим и рентгенофазовым методами анализа был сделан вывод о последовательности взаимодействия делафоссита с сульфатом кальция и углеродом: восстановление сульфата кальция до сульфида, параллельно, но со значительно меньшей скоростью, восстановление делафоссита, образующийся сульфид кальция активно взаимодействует с магнетитом с образованием сульфида железа, который наряду с сульфидом кальция является хорошим сульфидизатором оксида меди.

На рисунке 5 представлен характер скоростей взаимодействия делафоссита с сульфатом кальция и углеродом и восстановления делафоссита углеродом в зависимости от количества вводимого углерода и температуры.

Cu2OFe2O3 : С = 1-3 – 1:1; 4-6 – 1:5;

Cu2OFe2O3 : CaSO4 : С = 7-9 – 1:1:1; 10-12– 1:1:5.

Рисунок 5 –

Зависимость скоростей взаимодействия Cu2OFe2O3 с С и Cu2OFe2O3 с CaSO4 и С при 1250, 1300 и 1350 0С

от их молярных соотношений

Установлено, что средняя скорость взаимодействия в системе Cu2O·Fe2O3 – CaSO4 – C превышает среднюю скорость восстановления делафоссита при стехиометрических соотношениях реагентов в 3,5 раза, при пятикратном избытке углерода сверх стехиометрии – в 1,8 раза.

Результаты термогравиметрического исследования систем Fe3O4 - CaSO4 - C, Fe3O4 - CaSO4 -SiO2 – C приведены на рисунке 6. Используя минералогический, ИКС и рентгенофазовый методы анализа для идентификации промежуточных и конечных продуктов взаимодействия установлено, что при нагреве смеси магнетита с сульфатом кальция при значительном избытке углерода одновременно с сульфатом кальция восстанавливается магнетит. Металлическое железо взаимодействует с сульфатом кальция с образованием феррита кальция и сульфида железа по реакции: 3Fe + CaSO4 = CaO∙Fe2O3 + FeS, при дальнейшем повышении температуры основными продуктами взаимодействия становятся CaO∙FeS и оксид железа: 4 Fe + CaSO4 = CaO∙FeS + 3 FeO. Образовавшийся сульфид кальция взаимодействует с магнетитом по реакциям: CaS + Fe3O4 = FeS + CaO∙Fe2O3 и CaS + 3 Fe3O4 = CaO + 9 FeO + SO2.

Стехиометрические соотношения реагентов

по реакциям:

1 - Fe3O4+3CaSO4+2SiО2+6,5С=3FeS+3CaO∙2SiО2+6,5СO2;

2 - Fe3O4 + 3CaSO4 + 6,5С = 3 FeS + 3CaО + 6,5СO2;

3- Fe3O4+½ CaSO4+3/2 SiО2+3/2С = ½CaS +3/2(2FeO∙SiО2) + 3/2СO2;

4 - Fe3O4 + CaSO4 + 2 С = FeS + CaO∙Fe2O3 + 2 СO2;

5 - Fe3O4 + 2 С = 3 Fe + 2 СO2;

6 - Fe3O4 + С + SiO2 = 2 FeO SiO2 + Fe + СO2

Рисунок 6 –

Зависимость уменьшения массы смесей

и степени выделения окисленной серы

от температуры

Добавление к смеси диоксида кремния способствует увеличению скорости и степени взаимодействия компонентов смеси: Fe + CaSO4 + SiO2 = CaO∙SiO2 + FeO + SO2, CaS + 3 Fe3O4 + SiO2 = CaO∙SiO2 + 9 FeO + SO2.

Выделение окисленной серы связано с разрушением магнетита при его взаимодействии, в основном, с сульфидом кальция, а также сульфидом железа. При недостатке углерода также возможно взаимодействие сульфида кальция с сульфатом кальция.

Результаты изучения скорости восстановления магнетита и его взаимодействия с сульфатом кальция и углеродом без и с добавлением диоксида кремния представлены на рисунках 7 и 8.

1-3 – Fe3O4 : CaSO4 : SiO2 : С = 1 : 3 : 2 : 6,5;

2 - 4 – Fe3O4 : CaSO4 : SiO2 : С = 2 : 1 : 3 : 3;

7 - 9 – Fe3O4 : SiO2 : С =1 : 1 : 5.

Рисунок 7 –

Зависимость скорости взаимодействия Fe3O4 с CaSO4, SiO2 и С при 1200, 1250 и 1300 0С

от их молярных соотношений

1- 3 – Fe3O4 : CaSO4 : С = 1 : 3 : 6,5;

2 - 4 – Fe3O4 : CaSO4 : С = 1 : 1 : 2,5;

7 - 9 – Fe3O4 : С = 1 : 5

Рисунок 8 –

Зависимость скорости взаимодействия Fe3O4 с CaSO4 и С при 1200, 1250 и 1300 0С

от их молярных соотношений

Максимальные удельные скорости восстановления магнетита без и в присутствии диоксида кремния при 5 – кратном избытке углерода сверх стехиометрического значения в среднем в 1,5-2 раза меньше – 0,31 – 0,37 мг /мин∙см2, чем скорости взаимодействия магнетита с сульфатом кальция и углеродом. Также следует отметить, что в системе Fe3O4 - CaSO4 - SiO2 – С через 0,5 мин скорость взаимодействия составляет уже 0,18 - 0,3 мг/мин∙см2, в системе Fe3O4 - CaSO4 – только 0,07 - 0,12, т.е. в среднем в 2,5 раза меньше. Таким образом, добавление диоксида кремния способствует увеличению скорости взаимодействия реагентов.

Установлено, что добавка сульфата кальция к магнетиту в присутствии углерода в интервале 1200-13000С активно разрушает магнетит, что должно положительно отразиться на снижении содержания меди и магнетита в шлаках при электропечном обеднении конвертерных шлаков и переработке золотомышьяковых концентратов с использованием восстановительно-сульфидирующих реагентов.

Влияние состава шлака и добавок, снижающих вязкость шлакового расплава, на скорость процесса восстановления оксида меди оксидом углерода газовой фазы изучали, используя синтетические шлаковые расплавы составов, мас.%: 1 – 52,7 FeO; 32,3 SiO2; 4,8 CaO; 5,4 Al2O3, 4,8 Cu2O; 2 – 33 FeO; 44,1 SiO2; 16,9 CaO; 1,21 Al2O3, 4,76 Cu2O; 3 – 14,3 FeO; 51,65 SiO2; 23,6 CaO; 5,67 Al2O3, 4,7 Cu2O. Результаты исследований показали, что восстановительная атмосфера не обеспечивает достаточной степени извлечения меди из шлакового расплава. Значительные добавки оксида натрия до 15% к массе шлака позволяют увеличить степень извлечения меди максимум до 80,3%. Добавки оксида бора в восстановительной атмосфере оказывают отрицательное влияние. В то время как одновременные добавки сульфата кальция и углерода позволяют достичь степени извлечения меди 93,3% при расходе сульфата кальция 12-13% и 2-3% оксида бора. Таким образом была установлена возможность сульфидирования окисленных соединений меди непосредственно сульфатом кальция в шлаковых расплавах в восстановительной атмосфере с достаточно высокими показателями извлечения меди в штейновую фазу. Полученные данные могут быть использованы для определения оптимальных технологических параметров при электропечном обеднении шлаков автогенных процессов и конвертирования.

Изучение кинетики взаимодействия оксида меди с сульфатом кальция в шлаковом расплаве в присутствии восстановителя проведено с синтетическим шлаком состава, мас.%: 55,3 FeO; 33,9 SiO2; 5,1 CaO; 5,7 Al2O3 с добавлением к нему 1 и 5% оксида меди. Количество восстановительно-сульфидирующих реагентов использовали в соответствии со стехиометрическими значениями в соответствии с реакциями: Cu2O + CaSO4 + 2 C = Cu2S + CaO + 2CO2; Cu2O + CaSO4 + B2O3 = Cu2S + CaO∙B2O3 и Сu2O + CaSO4 + 2C + B2O3 = Cu2S + CaO∙B2O3 + 2CO2. Установлено, что скорость взаимодействия сульфата кальция с углеродом в шлаковом расплаве превышает скорость взаимодействия сульфата кальция с оксидом бора в 5,6 раза. Поэтому при совместном введении сульфата кальция с углеродом и оксидом бора роследний не оказывает отрицательного влияния, а служит добавкой, снижающей вязкость шлакового расплава. При добавке в шлак сульфата кальция с оксидом бора и углеродом скорость их взаимодействия превышает скорость взаимодействия сульфата кальция с углеродом в 1,5-1,6 раза, что позволит использовать в качестве сульфидизатора некондиционную боратовую руду, содержащую сульфат кальция и оксид бора.

4 Изучение влияния сульфата кальция и оксида бора на процесс обеднения промышленного шлака ПВ в различных газовых средах. Исследования по обеднению промышленного шлака ПВ в различных газовых средах с использованием реагентов (оксида бора, сульфата кальция) при температурах 1250 - 13100С проводили со шлаком состава, мас.%: 2,6 меди; 31,2 железа; 33,5 диоксида кремния; 3,3 оксида кальция; 5,8 оксида алюминия; 6,5 цинка; 1,26 свинца; 2,6 магнетита.

Установлено, что совместное введение в шлак сульфата кальция с оксидом бора при отстаивании промышленного шлака в нейтральной атмосфере способствует лучшему его обеднению благодаря протеканию реакций образования боратов кальция и железа, снижающих вязкость шлакового расплава. При этом скорость обеднения шлака по цветным металлам в интервале 1250-13100С также возрастает в 1,8-2,3 раза до 3,9-7,7 мг/мин благодаря перемешиванию расплава, способствующему коагуляции, в результате выделения газов при взаимодействии компонентов шлакового расплава с сульфатом кальция и бором.

В воздушной атмосфере совместная добавка сульфата кальция с оксидом бора также способствует лучшему обеднению по цинку и свинцу, но степень извлечения меди при этом снижается из-за разукрупнения штейновых частиц. При этом скорость обеднения шлаков по цветным металлам при добавлении 5% оксида бора возрастает в 2,8-3,7 раза до 2,5-6,6 мг/мин.

Наилучшие результаты получены с добавлением в шлак смеси 1% сульфата кальция с 1% оксида бора в восстановительной атмосфере, скорость обеднения промышленного шлака в интервале 1250-13100С возрастает до 13,3 мг/мин. Содержание меди в шлаке снижается при 12500С с 2,6 до 0,6%; при 1280 и 13100С - до 0,3%. Остаточное содержание цинка при этих условиях составило 3,0-3,5% в сравнении с исходным 6,4%; свинца - 0,2-0,3% в сравнении с исходным 1,24%. Количество меди в шлаках снизилось на 76,5-88,2%, цинка - на 45,3-53,1%, свинца - на 75,8-83,9%. На основании полученных данных показана возможность более глубокого обеднения шлаков ПВ в восстановительной атмосфере с использованием в качестве сульфидизатора сульфата кальция.

5 Комплексное извлечение золота и цветных металлов при совместной переработке шлаков медного производства и золотомышьяковых концентратов с использованием сульфата кальция и восстановителей.

Серия опытов по совместной плавке промышленных конвертерных шлаков БМЗ ПО «Балхашцветмет» с золотомышьяковым концентратом Акбакайского ГОКа состава, мас.%: 0,14 Cu; 0,28 Zn; 0,1 Pb; 11,17 Fe; 9,27 S; 42,26 SiO2; 5,33 CaO; 12,79 Al2O3; 1,43 As; 50 г/т Au; 20 г/т Ag; 1,5 С с использованием различных восстановителей и сульфата кальция проведена на экспериментальной базе ТОО «Алтынай» в высокочастотной печи ЛПЗ-67.

Для выяснения оптимального соотношения конвертерного шлака и золотомышьякового концентрата их массовое соотношение меняли от 2,3:1 до 1:5. Расход вводимых реагентов составлял: сульфата кальция - от 2,5 до 10 %, углерода - от 1,1 до 4,4 % от массы смеси. Наилучшие результаты по обеднению конвертерных шлаков получены при соотношении шлака к золотомышьяковому концентрату, равному 2,3:1, с добавлением 7,5% CaSO4 и 5% C. Извлечение меди в штейн составило 94,8%, золота - 99,7%, при содержании в нем меди - 9%, золота - 90 г/т, мышьяка - 0,1%. Содержание меди в шлаке - 0,1%. Однако низкое содержание меди в штейне может вызвать затруднение при его переработке. Для увеличения содержания меди и золота в товарной продукции были проведены исследования по выщелачиванию штейна по способу, разработанному академиком А.Л. Цефтом. Установлено, что при выщелачивании раствором, содержащим 50 г/л серной кислоты и 70 г/л сульфата железа, при температуре 600С при Ж:Т = 8:1 в отфильтрованный раствор извлечено 81% железа, получено 72,3 г кека состава, мас.%: 18,6 меди; 19,3 железа; 22,2 серы; 186 г/т золота; 156 г/т серебра. Кек с высоким содержанием благородных металлов можно перерабатывать добавлением в конвертор в качестве холодных присадок. По результатам проведенных исследований разработана технологическая схема переработки конверторного шлака с золотомышьяковым концентратом, представленная на рисунке 9.

Au-As концентрат + CaSO4 + C

Окатывание

Сушка

конвертерный шлак

Эл. плавка

Штейн

Шлак

Газы

Измельчение

отвал

Пылеулавливание

H2SO4

Выщелачивание

Фильтрация

кек раствор FeSO4

газы

Улавливание возгонов

пыль

Конвертирование

Ca(OH)2

возгоны

Газы

NaOH

Выщелачивание



H2SO4

осаждение

CaSO4

Na2S

мышьяка

сульфид мышьяка

Рисунок 9 – Технологическая схема переработки

конвертерного шлака с золотомышьяковым концентратом

6 Укрупненно-лабораторные исследования и полупромышленные испытания по восстановительно-сульфидирующей электроплавке упорных золотомышьяковых концентратов Бакырчикского месторождения с кальций- и железосодержащими флюсами. Основными объектами исследований являлись золотомышьяковые концентраты месторождений Бакырчик и Акбакай. Пробы руд и концентратов были подробно исследованы рентгено-, микроструктурным, ИК-спектроскопическим, атомно-адсорбционным и химическим методами анализа. Установлено, золото в рудах и концентратах представлено частицами микро- и субмикроскопической крупности, преимущественно тесно ассоциированное с сульфидными минералами. Следовательно, гидрометаллургическая переработка таких концентратов будет осложняться не только присутствием в них цветных металлов, мышьяка и углистых соединений, но и тонкой вкрапленностью в них золота. Известно, что при цианировании таких концентратов извлекается только 45-80% золота.

Анализируя химические составы концентратов, отмечено, что для Бакырчикских концентратов с высоким содержанием мышьяка и углерода наиболее оптимальным вариантом решения проблемы их переработки является восстановительно-сульфидирующая электроплавка, позволяющая решить вопрос одностадийного удаления углерода и мышьяка в нетоксичной сульфидной форме. Так как мышьяк в концентратах представлен, в основном, в виде арсенопирита, то в условиях электроплавки этот минерал будет практически полностью диссоциировать с выделением мышьяка в газовую фазу. Нелетучие арсенаты железа, взаимодействуя с сульфидом железа в расплаве, будут образовывать оксиды мышьяка, которые, сульфидируясь, возгоняются в нетоксичной сульфидной форме. Использование в качестве флюсов сульфидизаторов с целью увеличения содержания серы в шихте плавки позволит увеличить степень возгонки мышьяка в газы.

Преимуществами электроплавки являются высокая степень использования электроэнергии, низкая температура и небольшой объем отходящих газов, что облегчает очистку газов от вредных примесей. Наиболее существенным недостатком электроплавки следует считать затраты электроэнергии. Однако в реальных условиях из-за отсутствия газообразного топлива и мазутного хозяйства, а также небольшого объема сырья применение электроплавки наиболее рационально. К тому же известно, что за счет правильного подбора флюсовых материалов можно значительно повысить эффективность электроплавки, снизив температуру плавления и минимизируя потери благородных и цветных металлов со шлаками. Использование сульфата кальция одновременно в качестве сульфидизатора и флюсующего материала не требует ввода дополнительного количества флюсов, в частности, оксида кальция, соответственно, снижается выход шлака, уменьшаются расход реагентов и энергозатраты.

В связи с этим на опытном производстве ТОО «Алтынай» были проведены исследования по подбору флюсовых материалов с целью снижения температуры плавления шихты и получения оптимального состава шлака, позволяющего минимизировать потери благородных и цветных металлов. Укрупнено-лабораторные исследования по электроплавке концентратов месторождения Бакырчик с добавлением различных восстановительно-сульфидирующих реагентов проведены с гравитационными концентратами составов, мас.%: 27,6 Fe; 18,82 S; 25,6 SiO2; 11,52 As; 3,64 CaO; 6,11 Al2O3; 2,8 C; 0,0087 Au и 26,12 Fe; 15,64 S; 35,26 SiO2; 9,69 As; 2,19 CaO; 5,10 Al2O3; 2,8 C; 0,0058 Au и флотационным, состава, мас. %: 11,74 Fe; 10,07 S; 39,18 SiO2; 2,4 As; 3,84 CaO; 12,23 Al2O3; 8,4 C; 0,0025 Au при 1300-14000С. В таблице 1 представлен химический состав полученных продуктов и их выход от массы исходной шихты.

Для всех плавок характерно получение сплавов и штейнов, богатых по содержанию золота (165-370 г/т) и низкие потери золота со шлаками (0,1-1,7 г/т). Отмечено, что при плавке смесей флотационного и гравитационного концентратов с добавлением извести и соды образуются шпейзы – сплавы с содержанием 250-290 г/т золота и чрезмерно высоким содержанием мышьяка (10,95%; 12,04%) и железа (80,91%; 77,07%), с добавлением оксида и сульфата кальция - сплав, содержащий, %: 82,3 железа, 3,21 мышьяка, 370 г/т золота, с добавлением только сульфата кальция – сплав и штейн с низким содержанием мышьяка, соответственно, 0,78% и 0,12% и золота, соответственно, 370 и 150 г/т.

При плавке гравитационного концентрата с добавлением сульфата кальция характерно образование металлизированных штейнов, обогащенных золотом, с низким содержанием мышьяка (0,51; 0,48%) и высоким содержанием серы (29,86; 32,15%), которые по химическому составу и физической структуре являются подходящими для дальнейшей их переработки с целью извлечения золота.

Таблица 1 - Химический состав продуктов электроплавки золотомышьяковых концентратов Бакырчикского месторождения с кальцийсодержащими флюсами

Продукты

Шихта

плавки

* с 15%

извести и

5% соды

* с 25%

извести

* с 21% CaSO4

* с 10,5% извести и 10,5% CaSO4

** с 25% CaSO4

** с 20% CaSO4 и 5% цемента

1

Сплав

Выход, %

Состав, %:

13,2

14,5

7,9

10,5

-

-

Fe

80,91

77,07

84,89

82,3

-

-

S

1,35

1,38

0,47

3,9

-

-

As

10,95

12,04

0,78

3,21

-

-

Si

5,35

7,20

10,02

8,01

-

-

Ca

0,98

1,08

0,98

1,28

-

-

Al

-

1,0

2,40

-

-

-

Au

0,0292

0,0256

0,037

0,037

-

-

2

Штейн

Выход, %

Состав, %:

6,8

18,5

26,0

Fe

-

-

51,38

66,18

64,0

S

-

-

33,2

-

29,86

32,15

As

-

-

0,12

-

0,51

0,48

Si

-

-

2,36

-

1,38

-

Ca

-

-

4,80

-

1,98

2,19

Al

-

-

3,0

-

-

-

Au

-

-

0,015

-

0,0231

0,0165

3

Шлак

Выход, %

Состав, %:

51,1

45,0

47,4

45,8

48,0

43,3

Fe

2,86

2,45

2,46

8,26

15,14

6,70

S

1,49

3,15

2,90

0,7

7,71

2,86

As

0,15

0,06

0,12

0,06

0,15

сл

Na2O

6,02

-

-

-

-

-

SiO2

43,40

40,66

47,59

38,26

38,18

49,20

CaO

20,01

27,75

18,68

19,35

23,15

26,36

Al2O3

15,13

15,28

15,37

16,87

7,97

10,19

Au

0,0002

0,000025

0,00001

0,00006

0,00015

0,00017

* Смесь гравитационного и флотационного концентратов при соотношении 1: 1,5

** Гравитационный концентрат

Образование шпейзы объясняется тем, что мышьяк, выделяющийся при диссоциации арсенопирита связывается с металлическим железом, образующимся в результате реакции CaO + FeS + C = CaS + Fe + CO. В присутствии же в шихте достаточного количества сульфата кальция исключается образование металлического железа и мышьяк удаляется в газы совместно с образующимися сернистым газом и элементной серой. Поэтому для удаления мышьяка в газовую фазу необходимо вместо извести использовать флюсы, содержащие сульфат кальция. При электроплавке сульфат кальция как сульфидизатор может заменить пирит и исключить ввод в шихту железа, которое отрицательно влияет на последующее извлечение золота из огарка цианированием.

Таким образом, установлена целесообразность отдельной переработки гравитационных и флотационных концентратов месторождения Бакырчик. Флотационные концентраты с низким содержанием мышьяка (менее 2%) следует использовать в качестве флюса на медеплавильных заводах при плавке медной шихты или плавить совместно с конверторным шлаком. Гравитационные концентраты, в которые из руды извлекается до 70% золота, 80% мышьяка, 50% серы, целесообразно подвергать переработке по схеме: электроплавка концентратов с сульфатом кальция - обжиг штейна в печи КС - цианирование огарков - электролиз с получением катодного золота. Обжиг штейна с высоким содержанием серы проходит в автогенном режиме без потребления дополнительного топлива. При этом из полученных возгонов, обогащенных мышьяксодержащими соединениями, рекомендовано извлекать малотоксичный сульфид мышьяка и отправлять на захоронение в могильники. Отходящие газы, содержащие окисленные соединения серы, пропускать через известковые растворы с получением сульфата кальция, который можно использовать при плавке гравитационных концентратов.

Полупромышленная установка включала чашевый гранулятор, двухэлектродную электропечь с рабочей площадью пода 0,24 м2, систему пылеулавливания (циклоны, скруббер, специальный фильтр, оборудованный кислотостойкой фильтровальной тканью), муфельную печь для обжига измельченного металлизированного штейна с последующим цианированием. Плавку осуществляли при напряжении на электродах 120-130 В и нагрузке тока 875 А. Разряжение под сводом печи поддерживали 0,2-2 мм водного столба, температуру шлака – 1300 - 14000С.

Исследования по использованию в качестве флюсующих реагентов пиритного концентрата Николаевского месторождения, состава, мас.%: 0,4 Cu; 36,75 Fe; 34,5 S; 9,8 SiO2; 1,32 CaO и известняка с содержанием, мас.%: 52 CaO; 0,55 Fe; 4 SiO2; 1,5 Al2O3 при электроплавке высушенного окатанного золотомышьякового Бакырчикского концентрата состава, мас.%: 0,17 Cu; 0,37 Zn; 0,1 Pb; 10,6 Fe; 30,54 SiO2; 7 CaO; 10,5 Al2O3; 2,72 MgO; 7,63 S; 12,2 C; 53 г/т Au; 5 г/т Ag с добавлением 5-10% известняка, 5-10% пиритного концентрата при поддержании температуры 1300 - 13500С проведены в полупромышленном масштабе.

Отбор проб шлака проводили через каждый час работы печи, штейна - во время его выпуска из печи. Наилучшие результаты получены при плавке 342 кг шихты с добавлением к концентрату 10% пиритного концентрата и 4% известняка. Выход штейна составил 13,9 % от массы шихты, шлака - 68,2 %. Достигнуто 98,1% извлечение золота в штейн с содержанием 328 г/т золота и 0,69% мышьяка. Потери золота со шлаками составили 1,57%. Основная часть мышьяка (94%) концентрируется в пылях циклонов и шламе скруббера, которые после обработки щелочным раствором натрия возвращают в шихту электроплавки. Таким образом, полупромышленные испытания подтвердили возможность электроплавки золотомышьяковых концентратов с высоким извлечением золота в штейн, переводом мышьяка в газы и получением шлаков с низким содержанием мышьяка и золота.

Плавка упорного золотосодержащего концентрата с добавлением известняка способствует росту металлизации штейна. Это связано не только с содержанием оксида кальция, образующегося в результате разложения известняка, но и большим количеством восстановителя в концентрате (около 12%). При этом восстанавливается не только железо, но и диоксид кремния с образованием ферросилиция и карбида кремния. Металлизированный штейн, содержащий ферросилиций и карбид кремния, тугоплавкий и для выпуска из печи требует повышения температуры расплава. Поэтому при плавке концентратов с высоким содержанием углерода целесообразнее использование гипса в качестве кальций- и серосодержащего флюса, так как углерод при этом будет использован для его разложения.

7 Укрупненно-лабораторные исследования и полупромышленные испытания по восстановительно-сульфидирующей электроплавке упорных золотомышьяковых концентратов Акбакайского месторождения. Выбор тех или иных флюсов определяется содержанием углерода и мышьяка в концентрате. При переработке Акбакайских концентратов с невысоким содержанием мышьяка и углерода возможно использование пиритного огарка, извести, дефеката. С экономической точки зрения выгоднее использовать флюсы, образующиеся в технологическом процессе.

Изучение влияния кальций- и железосодержащих добавок на степень извлечения золота и серебра проводили с золотомышьяковым концентратом Акбакайского месторождения состава, мас.%: 19,21 Fe; 17,79 S; 3,24 As; 32,5 SiO2; 2,91 CaO; 9,6 Al2O3; 0,005 Au; 0,002 Ag с добавлением 10-15 % фосфогипса с отвала Жамбылского фосфорного производства, содержащего, мас.%: 14,8 S, 12,11 SiO2, 28,16 CaO, и 10-15% огарка, полученного обжигом в муфельной печи штейнов предыдущих исследовательских плавок, состава, мас.%: 53,04 Fe; 0,27 As; 4,32 S; 3,03 CaO; 0,02 Au, для снижения температуры плавления шихты.

Штейн, полученный после плавки с добавлением 10% фосфогипса и 15% огарка, не содержащий сульфид кальция, остался в кусковом виде. Все остальные штейны под воздействием влаги рассыпались в порошок. Это объясняется присутствием в них сульфида кальция, который под действием влаги образует соединение CaSH2, приводящее к рассыпанию штейна. Во всех плавках содержание мышьяка в штейнах было достаточно низким – 0,27 - 0,42%, так как в присутствии углерода арсенопирит разлагается на сульфид железа и металлический мышьяк. Установлено, что в шлаках плавок с добавлением соды и известняка при суммарном содержании шлакосоставляющих ∑ SiO2 + CaO + Al2O3, равном, соответственно, 69,1% и 71,6 %, содержание золота в шлаках достаточно высокое – 13 и 14 г/т. При увеличении суммарного содержания шлакосоставляющих в шлаках плавок с добавлением цемента до 77,6%; 79,8% и 81% содержание золота в шлаках снизилось, соответственно, до 0,9; 0,6 и 0,5 г/т. Увеличения суммы шлакосоставляющих целесообразно достигать за счет повышения содержания оксида кальция в шлаке до 18%. Таким образом, оптимальным является состав шихты, обеспечивающий содержание шлакосоставляющих около 80%, в том числе не менее 17-18% оксида кальция.

При проведении полупромышленных испытаний электроплавки Акбакайских концентратов было исследовано влияние флюсовых добавок на перевод благородных металлов в металлизированный штейн, их остаточное содержание в полученных кальциево-силикатных шлаках и отгонку металлического мышьяка и элементной серы в отходящие газы. Используемые окатыши концентратов значительно отличаются содержанием оксида кальция (16,17% и 8,35%).

Электроплавка 100 кг Акбакайского концентрата, окатанного с добавлением извести, состава, мас.%: 0,17 Cu; 0,07 Zn; 10,3 Fe; 6,95 S; 42,94 SiO2; 16,17 CaO; 11,21 Al2O3; 3,42 MgO; 1,78 As; 40 г/т Au; 16 г/т Ag проведена с добавлением 20% от массы концентрата окатышей жамбылского пиритного огарка состава, мас.%: 0,41 Cu; 0,57 Zn; 51,38 Fe; 7,2 SiO2; 3,85 CaO; 0,4 S; 0,1 As; 2,5 Al2O3; 1,2 MgO. При запуске печи вначале расплавили 4 кг кальциево-силикатного шлака. Для поддержания восстановительной атмосферы в печь было загружено 4 кг кокса. Продолжительность плавки – 4 часа. Выход шлака и штейна составили, соответственно, 72,2% и 16,2% от массы шихты. Содержание в штейне золота – 195 г/т, мышьяка 0,50%, золота в шлаке – 0,33 г/т. При высоком содержании оксида кальция в шлаке вредное влияние оксида алюминия на повышение вязкости и температуры расплава сказывается незначительно. Шлак легко отделяется от штейна и поэтому благородные металлы переходят в шлак в малом количестве.

Электроплавка 100 кг Акбакайского концентрата окатанного с добавлением извести, состава, мас.%: 0,07 Cu; 0,10 Zn; 11,62 Fe; 10,7 S; 42,78 SiO2; 8,35 CaO; 13,11Al2O3; 3,08 MgO; 1,34 As; 28 г/т Au; 8 г/т Ag проведена с использованием в качестве флюса 9 кг собственного оборотного огарка после обжига металлизированного штейна и 10 кг жамбылского пиритного огарка. Выход штейна составил 12%, шлака - 81% от массы шихты. Содержание золота в штейне и шлаке, соответственно, 180 г/т и 2,94 г/т, мышьяка в штейне - 0,35%, в шлаке – не обнаружено. Значительное содержание золота в полученном маложелезистом шлаке по сравнению со шлаком первой плавки 0,33 г/т произошло в результате снижения содержания оксида кальция до 8,69% в шлаке второй плавки в сравнении с 17,5% в шлаке первой плавки. Таким образом подтверждено, что содержание оксида кальция в шлаке в пределах 18% является одним из необходимых условий для получения шлаков с низким содержанием золота.

Согласно данных распределения металлов по продуктам плавки установлено, что при первой плавке достигнуто достаточно высокое извлечение золота и серебра в металлизированный штейн, соответственно, 98,47% и 89,89%. В обоих случаях отмечена высокая отгонка мышьяка в газовую фазу (94,1 и 96,1%). В штейн перешло 3,9 и 5,9% мышьяка. В шлаках мышьяк отсутствует. Отгонка мышьяка в отходящие газы происходит, видимо, за счет активной диссоциации арсенопирита и пирита. Наиболее благоприятным условием для образования малотоксичного сульфида мышьяка в газовой фазе является достаточное количество элементной серы. Следовательно, при восстановительной электроплавке упорных золотомышьяковых концентратов с железосодержащими окисленными материалами необходимо вводить сульфидизирующие реагенты. При этом их количество должно определяться и регулироваться содержанием серы в исходном сырье.

Также в полупромышленном масштабе были проведены испытания по применению в качестве кальцийсодержащего флюса дефеката сахарного производства. Исходные материалы: упорные золотомышьяковые концентраты Акбакайского ГМК, дефекат, состава, мас.%: 44,02 CaO; 7,2 SiO2; 2,03 Al2O3; 0,67 Fe; жамбылский пиритный огарок. Учитывая содержание органики в дефекате, кокс в печь при плавке шихты не добавляли. Было проплавлено 140 кг шихты, состоящей из 100 кг концентратов двух составов, 30 кг дефеката и 10 кг пиритного огарка. Получены жидкотекучие продукты плавки: металлизированный штейн с выходом от массы шихты 9,9% с содержанием 0,03% золота, 0,28% мышьяка и кальциево-силикатный шлак с выходом от массы шихты 53,7% содержанием 2,3 г/т золота. Суммарное извлечение мышьяка и серы в пылегазовую фазу составляет, соответственно, 97,2 и 70,7 %.

Извлечение золота составило,%: в металлизированный штейн – 92,2, в шлак – 3,8, запыленные газы – 3,8. Это объясняется тем, что без ввода восстановителя снижается степень восстановления оксида железа до металлического. С целью повышения извлечения золота из упорных золотомышьяковых концентратов, не содержащих углерод, при электроплавке с дефекатом следует вводить восстановитель.

Сравнительный анализ экспериментальных данных показал преимущества применения сульфатсодержащих материалов, обеспечивающих высокую степень концентрирования благородных и цветных металлов в штейне и высокую степень отгонки мышьяка в газовую фазу в нетоксичной сульфидной форме.

Для извлечения золота из металлизированного штейна возможно использование известных пиро- и гидрометаллургических способов. Выбор того или иного способа зависит от рационального состава полученных штейнов, наличия в них цветных металлов, месторасположения месторождения и производства флотационных упорных золотомышьяковых концентратов и т.д. Для данной технологии характерно сокращение объемов металлизированного штейна, направляемого на дальнейшую переработку, в 6-7 раз по сравнению с объемом получаемых огарков при обжиге концентратов, более высокая концентрация в газовой фазе мышьяка в виде металлического и сульфида мышьяка.

Было опробовано несколько вариантов извлечения золота из штейна, из которых выбраны оптимальные, а также отработана схема переработки мышьяксодержащих возгонов, на основании этого предложены технологические схемы переработки золотомышьяковых концентратов, представленные на рисунках 10, 11.

По первой технологической схеме золотомышьяковый концентрат смешивается с дефекатом и шламом, остающимся после выщелачивания огарка раствором цианида натрия, окатывается, сушится и подвергается электроплавке в восстановительной атмосфере. При этом золото, частично железо, и сера переходят в штейн, диоксид кремния, оксиды кальция и алюминия - в отвальный кальциево-силикатный шлак, часть серы и мышьяк - в возгоны. Штейн измельчается, обжигается и из полученного огарка золото выщелачивается раствором цианида натрия. Из золотосодержащего раствора золото сорбируется активированным углем, десорбируется и из раствора извлекается электролизом. При использовании разработанной технологии при обогащении 900 000 тонн руды в год месторождения Бакырчик и электроплавки концентратов вместо проектируемой схемы с обжигом руды и цианированием огарка извлечение золота в катодное увеличится до 86,7%, масса захораниваемых отходов (сульфида мышьяка) уменьшится в 66 раз, количество огарка для выщелачивания раствором цианида натрия - в 52 раза, объем отходящих газов - в 4 раза. При этом затраты на переработку сократятся за счет снижения расхода реагентов и электроэнергии на сумму около 275,5 млн. долларов США. За счет увеличения степени извлечения будет дополнительно получено золото на сумму около 51,3 млн. долларов США.

Au-As кт + дефекат + C

CaSO4, FeO

Грануляция

Сушка

Эл. плавка

Шлак

Штейн

Газы

отвал

Измельчение

Пылеулавливание

Обжиг NaOH

Газы

Пыль

 Сa(OH)2

NaCN

Огарок Газы

Улавливание

АУ

возгонов

Выщелачивание – сорбция

CaSO4

Сa(OH)2

АУ

Пульпа

Возгоны

Газы

NaOH

извлечение

золота

Фильтрация

Выщелачивание

H2SO4, Na2S

CaSO4

Осаждение мышьяка

шлам

Раствор

Сульфид мышьяка

Рисунок 10 - Технологическая схема переработки

золотомышьяковых концентратов

По бесцианидной технологии (рисунок 11), разработанной для медьсодержащих золотомышьяковых концентратов, концентрат смешивается с сульфаткальциевым шламом и плавится в электропечи. Полученный штейн обжигается. Огарок после обжига штейна плавят в электропечи в восстановительной атмосфере с сульфатом кальция и оборотным шлаком. Из металлизированного штейна слабым раствором серной кислоты выщелачивают железо, остаток, соответствующий составу медеэлектролитного шлама, направляют на аффинажное производство. Шлак второй плавки используется как флюс, содержащий оксиды кальция и железа, при плавке золотомышьяковых концентратов.

Помимо перечисленных преимуществ в сравнении с технологией обжига и выщелачивания огарка на месторождении Бакырчик при переработке 900 тыс. тонн руды в год при использовании безцианидной технологии снижение затрат за счет сокращения на 1,62 тыс.т цианида натрия и 27 тыс.т гипохлорида кальция дополнительно составит около 39 млн. $ США.

Au-As концентрат + CaSO4

Окатывание

Сушка

Эл. плавка

Отвал

Шлак

Штейн

Газы

Измельчение

Пылеулавливание

Ca(OH)2

CaSO4

Обжиг

SO2 Огарок

 CaSO4

Эл. плавка

Газы

Улавливание возгонов

пыль

шлак штейн

SO2

Ca(OH)2

возгоны

Газы

H2SO4

Выщелачивание

NaOH

Выщелачивание



Фильтрация

H2SO4

осаждение

CaSO4

Na2S

мышьяка

Cu-Au шлам

FeSO4

сульфид мышьяка

Рисунок 11 - Бесцианидная технологическая схема

переработки золотомышьяковых медьсодержащих концентратов

8. Промышленные испытания восстановительной электроплавки упорных золотомышьяковых концентратов АГМК с дефекатом сахарного производства. В 2003 г на Акбакайском горно-металлургическом комбинате (Жамбылская область) компанией «Алтыналмас» построен опытно-промышленный комплекс производительностью 8 000 т флотационных золотомышьяковых концентратов в год.

В комплекс входят участок подготовки, сушки и грануляции шихты, электропечь, печь кипящего слоя, системы подачи шихты и очистки отходящих запыленных газов, участок по производству катодного золота.

В течение 2003 года на ОПК АГМК проводили испытания по переработке флотационных золотомышьяковых концентратов различных составов с использованием в качестве кальций- и железосодержащих флюсов – дефеката сахарного производства, сульфаткальциевых шламов печи КС и хвостов цианирования, полученных после обработки огарков цианидным раствором. Плавку проводили при среднем напряжении на электродах 190 В и нагрузке тока 1300 А. Разряжение под сводом печи поддерживалось 2 - 5 мм водного столба, температура - в пределах 600-6600С. В шихту один раз в сутки загружали 4,4 т хвостов цианирования, 0,650 т грубых пылей пылевой камеры и 2-3% угля от массы шихты. Средняя температура продуктов плавки при их выпуске составляла: шлака – 12850С; штейна – 11750С. При среднем удельном проплаве по шихте 4,25 т/м2∙сутки удельный расход электроэнергии по данным приборов учета составил 444,7 кВт∙ч/т шихты.

За месяц проплавлено 894,19 т шихты среднего состава: 25,55 г/т золота; 20,5 г/т серебра; мас.%: 13,68 железа; 1,06 мышьяка; 6,10 серы; 4,69 оксида алюминия; 15,17 оксида кальция; 23,98 диоксида кремния. Получено 135,65 т металлизированного штейна, 494,4 т отвального шлака; 20,22 т грубых пылей пылевой камеры; 2,53 тонких пылей циклонов и 20,0 т тонких пылей мокрого скруббера. Получен штейн среднего состава, мас.%: 55,30 железа; 29,7 серы; 0,6 мышьяка; 164,7 г/т золота; 131,5 г/т серебра при выходе 15,2% от массы исходной шихты.

Согласно проведенному микроструктурному анализу установлено, что основой штейна является сульфид железа и металлическое железо. Без учета возврата грубых пылей пылевой камеры, которые по химическому составу сходны с составом шихты, и хвостов цианирования извлечено в штейн 97,81% золота и 97,34% серебра. Получен кальциево-силикатный шлак состава, мас.%: 0,15 меди; 8,85 железа; 0,44 серы; 42,49 диоксида кремния; 26,23 оксида кальция; 9,19 оксида алюминия; 0,03 мышьяка; 0,20 золота; 0,24 серебра с выходом 55,3% от массы исходной шихты. По химическому составу его можно считать отвальным. Тонкие пыли циклонов и мокрых скрубберов содержат значительное количество мышьяка, поэтому могут быть выведены из технологического процесса в виде малотоксичного сульфида мышьяка. Практически до 90% мышьяка переходит в мышьяксодержащие пыли циклонов и мокрого скруббера (возгоны), в основном, в металлической и сульфидной формах, и не оказывает вредного влияния на окружающую среду.

Охлажденный штейн измельчали до крупности 1 мм и подавали в печь кипящего слоя. Температуру обжига поддерживали в пределах 650-7000С. Полученный огарок с содержанием серы менее 1% обрабатывали слабым раствором гидроксида натрия для удаления образующихся при обжиге арсенатов и антимонатов железа, а также мышьяксодержащих соединений. Затем огарок после измельчения до крупности 0,038 мм (96%) с полученными обжиговыми пылями выщелачивали раствором цианида натрия концентрацией 0,5-1,2 г/л в течение 40-45 часов при рН 9,5-10,5. При этом извлечено в золотосодержащий раствор 90,2% золота и 80,5% серебра. После фильтрации хвосты цианирования возвращали в шихту электроплавки, так как они в среднем содержали 13,1 г/т золота и 22,8 г/т серебра. Из золотосодержащего раствора в катоды извлечено 98% золота. Всего за период испытаний получено 148 кг золота. По освоенной технологии достигается высокое сквозное извлечение золота (97%) в конечный продукт - катодное золото.

Основными статьями экономической эффективности восстановительно-сульфидирующей электроплавки упорных золотомышьяковых концентратов являются: предотвращение экологического ущерба за счет сокращения выбросов вредных соединений мышьяка и серы в атмосферу; снижение затрат на захоронение малотоксичного сульфида мышьяка в компактной форме; использование хвостов цианирования в качестве железосодержащих флюсов; получение металлизированного штейна с высоким содержанием благородных металлов и низким (до 0,5%) мышьяка; отвального кальциево-силикатного шлака с низким содержанием (0,2 г/т) золота и (0,24 г/т) серебра. В качестве источника тепла используется электроэнергия, затраты на которую (444,7 кВт/ч на тонну шихты) частично покрываются снижением расхода топлива при обжиге штейна и сокращением объемов технологических газов и снижением затрат на их очистку. В качестве основного плавильного агрегата используется электропечь, которая обеспечивает: хорошую регулировку распределения тепла в рабочем пространстве; возможность герметизации рабочего пространства и создание восстановительной атмосферы; высокий термический КПД; малое количество отходящих газов и пылей; низкие потери металлов со шлаками, пылями и газами. При реализации разработанной технологии: исключается строительство хвостохранилища; сокращается объем огарка для цианирования; вовлекаются в переработку ранее непригодные для извлечения золота концентраты.

Краткие выводы по результатам диссертационных исследований:

1. Анализ современного состояния производства черновой меди в Казахстане показал, что одной из нерешенных проблем этой подотрасли цветной металлургии является разработка комплексной и более рациональной технологии переработки конвертерного шлака медного производства, а также определение эффективных способов использования золотомышьякового сырья на медеплавильных заводах или его отдельной переработки. Научной основой решения вышеуказанных проблем и единством разработки новых технологий являются физико-химические исследования в области теории совмещенных восстановительно-сульфидирующих процессов в условиях переработки оксидных и оксидно-сульфидных материалов цветной металлургии, в частности, конвертерных шлаков медного производства и золотомышьяковых концентратов.

2. Сравнительным термодинамическим анализом возможных реакций в системах Cu2O - Fe2O3 - CaSO4 - C, FexOy - ZnO - SiO2 - CaSO4 - C, CaSO4 - Fe2O3 - SiO2 - B2O3 - C, FeS2 - FeAsS - Fe2O3 - SiO2 – CaSO4 - C в интервале температур 1200-14000С установлено преимущественное протекание реакций сульфидирования оксидов металлов и мышьяка сульфатом кальция в присутствии углерода (G = -390,3 – (-1287,4) кДж/моль) в сравнении с их восстановлением углеродом (G = -86,0 – (-574,0) кДж/моль).

3. Изучены кинетика и последовательность взаимодействия в системе Cu2O – CaSO4 – C в интервале 1250-13500С. Установлено, что средняя скорость взаимодействия в системе Cu2O – CaSO4 – C превышает среднюю скорость восстановления меди при стехиометрических соотношениях реагентов в 1,9 раза, при пятикратном избытке углерода сверх стехиометрии – в 1,6 раза. Определена следующая последовательность взаимодействия: восстановление сульфата кальция до его сульфида; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление оксида меди до металлической; взаимодействие сульфида кальция с оксидом меди с образованием сульфида меди и оксида кальция; взаимодействие сульфида меди с ее оксидом с образованием металлической меди.

4. Изучены кинетика и последовательность взаимодействия в системе Cu2O·Fe2O3 – CaSO4 – C в интервале 1250-13500С. Установлено, что средняя скорость взаимодействия в системе Cu2O·Fe2O3 – CaSO4 – C превышает среднюю скорость восстановления делафоссита при стехиометрических соотношениях реагентов в 3,5 раза, при пятикратном избытке углерода сверх стехиометрии – в 1,8 раза. Определена следующая последовательность взаимодействия: восстановление сульфата кальция до его сульфида; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление делафоссита до куприта и магнетита; их взаимодействие с сульфидом кальция с образованием сульфидов железа и меди, оксида кальция и диоксида серы; сульфидирование оксида меди сульфидом железа; взаимодействие оксида меди с ее сульфидом с образованием металлической меди.

5. Изучены кинетика и последовательность взаимодействия в системе Fe3O4 – CaSO4 – C в интервале 1200-13000С. Установлено, что средняя скорость взаимодействия в системе Fe3O4 – CaSO4 – C превышает среднюю скорость восстановления магнетита при пятикратном избытке углерода сверх стехиометрии – в 1,5 раза. Определена следующая последовательность взаимодействия: восстановление сульфата кальция до его сульфида, взаимодействие образовавшегося сульфида с магнетитом с образованием пирротина, оксида кальция и диоксида серы; параллельно, но с меньшей скоростью, восстановление магнетита до металлического железа; разложение сульфата кальция металлическим железом с образованием оксисульфида CaO·FeS.

6. Изучены кинетика и последовательность взаимодействия в системе Fe3O4 – SiO2– CaSO4 – C в интервале 1200 - 13000С. Установлено, что добавка диоксида кремния способствует увеличению скорости взаимодействия компонентов системы, что должно положительно сказаться при совместной переработке конвертерных шлаков и золотомышьяковых концентратов.

7. Изучена кинетика взаимодействия стехиометрических количеств Cu2O – CaSO4 – C; Cu2O – CaSO4 – B2O3; Cu2O – CaSO4 – C – B2O3 в синтетических шлаковых расплавах состава, мас.%: 55,3 FeO; 33,9 диоксида кремния; 5,1 оксида кальция; 5,7 оксида алюминия. Установлено, что добавка оксида бора к шлаку, содержащему сульфат кальция и углерод, увеличивает скорость взаимодействия в 1,5 раза благодаря образованию боратов железа и кальция, улучшающих физико-химические свойства шлакового расплава.

8. Сравнением скоростей и степеней обеднения по цветным металлам промышленных шлаков БГМК с использованием оксида бора и сульфата кальция в различных газовых средах установлено, что совместное использование сульфата кальция с оксидом бора способствует улучшению показателей обеднения промышленных шлаков.

9. Предложена восстановительно-сульфидирующая совместная плавка золотомышьяковых концентратов с конверторными шлаками, позволяющая осуществить процесс обеднения конвертерных шлаков с получением металлизированного штейна, обогащенного железом, медью и благородными металлами. При соотношении конверторного шлака к золотомышьяковому концентрату 2,3:1 с добавлением 7,5% сульфата кальция и 5% углерода степень извлечения меди в штейн составляет 94,8%; золота и серебра - 99,7%, железа – 34,2%; обеспечен достаточно высокий перевод мышьяка в газовую фазу (83%).

10. Укрупненно-лабораторными исследованиями обоснована принципи- альная возможность электроплавки упорных золотомышьяковых концентратов различных составов с использованием кальций- и железосодержащих флюсов (известь, сульфат кальция, железная окалина, пиритный огарок) с достаточно высокими технологическими показателями: извлечением золота в металлизированный штейн до 98,9% и получением кальциево-силикатного шлака состава, мас.%: 6-10 железа; 18-20 оксида кальция; 45-50 диоксида кремния; 10-12 оксида алюминия с минимальными потерями цветных металлов (менее 1 г/т золота) с переводом мышьяка в нетоксичные возгоны.

11. Укрупненно-лабораторными исследованиями по электроплавке углистых золотомышьяковых концентратов месторождения «Бакырчик» установлено, что при плавке шихты с высоким содержанием мышьяка в шихте для предотвращения образования шпейзы необходимо использование в качестве кальцийсодержащего флюса сульфата кальция.

12. Укрупненно-лабораторными исследованиями по плавке золотомышьяковых концентратов Акбакайского ГОКа с фосфогипсом и оборотным огарком обосновано применение флюсов, обеспечивающих содержание шлакосоставляющих (SiO2, CaO, Al2O3) около 80%, в том числе не менее 17-18% оксида кальция. При этом получаются саморассыпающиеся штейны, содержащие 240 г/т золота, 0,3% мышьяка и отвальные шлаки с содержанием менее 0,5 г/т золота.

13. В полупромышленном масштабе подтверждена принципиальная возможность восстановительно-сульфидирующей электроплавки упорных золотомышьяковых концентратов с высокими технологическими показателями. При электроплавке концентратов месторождения Бакырчик, содержащих 12,2% углерода и 2,5% мышьяка, с 10% пиритного концентрата и 4% известняка в штейн извлечено 98,1 % золота, в пыли циклонов и скруббера - 94% мышьяка, месторождения Акбакай, содержащих 1,78% мышьяка, с 20% окатышей пиритного огарка и 4% кокса в штейн извлечено 98,5% золота, в пыли циклонов и скруббера - 94,1 % мышьяка.

14. Проведены промышленные испытания восстановительно-сульфидирующей электроплавки упорных золотомышьяковых концентратов на опытно-промышленном комплексе, построенном АО «Алтыналмас» на Акбакайском горно-металлургическом комбинате. Получено высокое извлечение золота и серебра в металлизированный штейн, соответственно, 97,81 и 97,34%, достигнута глубокая степень возгонки мышьяка в мышьяксодержащие возгоны (88,2%). Удельный проплав шихты составил 4,25 т/м2 в сутки при среднем расходе электроэнергии 444,7 кВтчас/т шихты.

15. Установлено экономическое и экологическое преимущество разработанной технологии, обеспечивающее повышение степени извлечения золота на 15%; снижение затрат на очистку технологических газов и пылей в связи с сокращением их объемов и получением нетоксичного сульфида мышьяка; исключение затрат на строительство хвостохранилища. В сравнении с внедряемым способом обжига руды и цианирования огарка на Бакырчикском ГОКе с проектной мощностью 900 тыс. тонн руды использование разработанной технологии позволит за счет увеличения степени извлечения дополнительно получить золота на сумму около 51,3 млн. долларов США. При этом затраты на переработку сократятся за счет снижения расхода реагентов и электроэнергии на сумму около 275,5 млн. долларов США.

Оценка полноты решения поставленных задач. В результате проведенного комплекса физико-химических исследований и технологических испытаний разработаны: способ совместной переработки золотомышьяковых концентратов с конверторными шлаками медного производства, эффективные технологии переработки золотомышьяковых концентратов со сквозным извлечением в катодное золото 97-98%. Технология переработки золотомышьяковых концентратов испытана в промышленном масштабе на опытно-промышленном комплексе Акбакайского ГОКа. Поставленные задачи по объему, содержанию исследований и полученным результатам решены полностью.

Разработка рекомендаций и исходных данных по конкретному использованию результатов. Разработанные технологии рекомендованы для эффективной экологически безопасной переработки «упорных» золотомышьяковых концентратов месторождений Акабакай, Бакырчик. Разработанный способ совместной переработки конвертерных шлаков с золотосодержащими концентратами может быть использован на медеплавильных предприятиях Казахстана.

Оценка технико-экономического эффекта внедрения. Ожидаемый экономический эффект при переработке 100 000 т конвертерного шлака по разработанному способу совместной переработки с золотомышьяковым концентратом составит ориентировочно 96,2 млн. долларов США. При использовании разработанной технологии при обогащении 900 000 тонн руды в год месторождения Бакырчик и электроплавки концентратов вместо обжига руды и цианирования огарка извлечение золота в катодное увеличится до 86,7%, масса захораниваемых отходов - сульфида мышьяка - уменьшится в 66 раз, количество огарка для выщелачивания раствором цианида натрия - в 52 раза, объем отходящих газов - в 4 раза. При этом затраты на переработку сократятся за счет снижения расхода реагентов и электроэнергии на сумму около 275,5 млн. долларов США. За счет увеличения степени извлечения будет дополнительно получено золото на сумму около 51,3 млн. долларов США.

При использовании безцианидной технологии снижение затрат за счет сокращения количества реагентов дополнительно составит около 39 млн. $ США.

Оценка научного уровня выполненной работы в сравнении с лучшими достижениями в данной области. Экспериментальные данные получены с использованием современных физико-химических методов анализа и технологического оборудования. Проведенные теоретические и практические исследования обеспечили разработку способа совместной переработки конвертерных шлаков медного производства с золотомышьяковыми концентратами и технологий переработки «упорных» золотомышьяковых концентратов, имеющих ряд значительных преимуществ в сравнении существующими, что свидетельствует о высоком научном уровне диссертационной работы. На основании проведенных исследований получено 10 патентов и предпатентов РК.

Список опубликованных работ по теме диссертации:

1. Кожахметов С.М., Жалелев Р.З., Омарова Н.С. Изучение влияния парциального давления диоксида серы на содержание меди в шлаках // КИМС. - 2000. - № 2. - С. 38 - 41.

2. Кожахметов С.М., Жалелев Р.З., Омарова Н.С. Изучение влияния состава газовой фазы на содержание меди в шлаках // КИМС. - 2000. - № 3-4. - С. 108-110.

3. Пат. 7313 РК. Способ извлечения золота из ионообменных смол // Омарова Н.С., Мазулевский Е.А., Шаталин В.Е. и др., опубл. 15.03.1999, Бюл.№ 3. -2с.

4. Пат. 7477 РК. Ионообменная колонна для десорбции // Омарова Н.С., Мазулевский Е.А., Есетов У.Е. и др., опубл. 17.05.1999, Бюл. № 5. -2с.

5. Омарова Н.С., Кожахметов С.М., Жалелев Р.З., Чокаев М.Т. Изучение равновесного распределения меди в системе медь-шлак-газовая фаза // Труды РНПК «Теория и практика интенсификации ресурсоэнегосбережения в химической технологии и металлургии», Шымкент - Алматы, 18-20 мая 2000 г., т.2. С.84-86.

6. Омарова Н.С., Жалелев Р.З. Совместная плавка медного клинкера с боратовой рудой // Тезисы докл. на межд.научн.конф «Научные проблемы коплексной переработки минерального сырья цветных и черных металлов», Алматы, 2000. - С.132.

7. Кожахметов С.М., Ниталина В.А., Омарова Н.С. Автогенная переработка медного клинкера с использованием боратовой руды// КИМС. - 2000. - № 5-6. - С.45-47.

8. Омарова Н.С., Жалелев Р.З., Омарова А.С. Изучение растворимости меди в системе металл-шлак-газовая фаза в присутствии сульфата кальция и оксида бора.// Труды межд. конф. «Молодые ученые - 10-летию независимости Казахстана». Алматы, КазНТУ, 2001. - Т.2. - С.76.

9. Жалелев Р.З., Чокаев М.Т., Омарова Н.С. Изучение кинетики окисления сульфидного расплава меди, железа и цинка в присутствии оксида кальция. // Сб. научных работ по проблемам БГМК, 2001. - С.55-60.

10. Жалелев Р.З., Чокаев М.Т., Омарова Н.С. Влияние содержания сульфида цинка на кинетику окисления расплава Сu2S-FeS-ZnS // Сб. научных работ по проблемам БГМК, 2001. - С.50-54.

11. Жалелев Р.З., Чокаев М.Т., Омарова Н.С. Изучение кинетики окисления сульфидного расплава железа и цинка в присутствии оксида кальция // Сб. научных работ по проблемам БГМК, 2001. - С.47-49.

12. Пат. 12208 РК. Способ обеднения конвертерных шлаков медного производства / Омарова Н.С., Жалелев Р.З., Чокаев М.Т., Омарова А.С.; опубл., Бюл. № - 2 с .

13. Омарова Н.С., Батхолдина А.К. Исследования по обеднению шлака сульфидированием // Тезисы конференции «Молодые металлурги - 10-летию независимости РК, ИМиО, Алматы, 2001. - С.23-24

14. Предпат. 9998 РК. Способ переработки золото-мышьяковистых концентратов // Омарова Н.С., Лерман Б.Д., Мазулевский Е.А. и др.; опубл. 15.03.01, Бюл. № 3. - С.80.

15. Омарова Н.С., Омарова А.С., Жалелев Р.З., Чокаев М.Т. Совместная плавка медьсодержащих шлаков с клинкером цинкового производства и боратовой рудой // КИМС. – 2002. - № 2. - С.71-73.

16. Омарова Н.С., Жалелев Р.З. Изучение распределения меди в системе медь-высокожелезистый шлак-газовая фаза в присутствии сульфата кальция и оксида бора // КИМС. – 2002. - № 3. - С.91-93.

17. Омарова Н.С., Жалелев Р.З., Чокаев М.Т. Изучение равновесного состояния в системе металл-штейн-шлак-газовая фаза при автогенной плавке // КИМС. - 2002. - № 4. - С.81-83.

18. Омарова Н.С., Чокаев М.Т., Омарова А.С. Изучение влияния оксида бора и сульфата кальция на обеднение шлака ПВ отстаиванием // КИМС. -2002. - № 5. - С. 53-57.

19. Омарова Н.С. Влияние оксида бора и сульфата кальция на обеднение шлака ПВ отстаиванием в восстановительной атмосфере// Доклады Национальной Академии Наук РК. -2002. - № 4. - С.81-85.

20. Омарова Н.С. Изучение влияния состава шлака на скорость восстановления оксида меди // Доклады НАН РК. -2002. - № 6. -С. 105-109.

21. Омарова Н.С. Изучение влияния оксида бора и сульфата кальция на обеднение шлака ПВ отстаиванием в нейтральной атмосфере // Вестник МОН- НАН РК. -2002. - № 6. - С.110-115.

22. Омарова Н.С., Жалелев Р.З., Чокаев М.Т. Автогендi балкытуда метал-штейн-кож-газды фаза жуйесинин тепе - тендик кушын зерттеу// Вестник КазНТУ. - 2002. - № 6. - С. 149-152.

23. Пат. 12618 РК. Способ стадиальной сорбции благородных металлов ионообменными смолами // Омарова Н.С., Мазулевский Е.А., Ниталина В.А. и др.; опубл. 15.01.2003, Бюл. № 1. -1 с.

24. Омарова Н.С. Термоаналитическое изучение процессов восстановления и сульфидирования оксида меди сульфатом кальция в присутствии углерода // ДАН. - 2003. - № 1. - С. 88-92.

25. Кожахметов С.М., Омарова Н.С., Омарова А.С., Чокаев М.Т. Изучение кинетики взаимодействия сульфидных расплавов с магнетитом в присутствии оксида бора // Цветные металлы. -2003. - № 5. - С.31-33.

26. Омарова Н.С. Обеднение шлака ПВ с использованием сульфата кальция и восстановителей // КИМС. – 2003. - № 5. -С. 39-42.

27. Омарова Н.С. Совместная плавка упорных золото-мышьяковистых концентратов с конвертерными шлаками //КИМС, 2003, № 6. С. 41-48.

28. Омаров С.И., Кожахметов С.М., Омарова Н.С., Ниталина В.А. Электроплавка на металлизированный штейн как способ извлечения благородных металлов из упорных золото-мышьяковистых концентратов // Цветные металлы. -2004. - № 4. - С. 49-51

29. Омарова А.С., Омарова Н.С., Квятковская М.Н. Термоаналитическое изучение системы шлак – Cu2O – CaSO4 – C // Вестник НАН РК. – 2004. - № 1. - С.19-24.

30. Кожахметов С.М., Омарова Н.С., Омарова А.С., Чокаев М.Т. Изучение восстановительного сульфидирования оксида меди в высокожелезистых шлаках // Цветные металлы. -2004. -№ 5. -С. 32-33.

31. Кожахметов С.М., Омарова Н.С., Чокаев М.Т. Изучение кинетики сульфидирования оксида меди сульфатом кальция в шлаковых расплавах // КИМС. – 2004. - № 3. - С.33-37.

32. Кожахметов С.М., Омарова Н.С., Чокаев М.Т. Изучение кинетики сульфидирования оксида меди сульфатом кальция в шлаковых расплавах // Труды науч.- практ. семинара-совещания «Современное состояние и проблемы электротермических, высокотемпературных процессов хим. технологии и металлургии». -Шымкент, 2004. - С.65-67.

33. Омарова Н.С., Чокаев М.Т., Алексеева Т.В. Изучение структурных превращений в отвальном шлаке ПВ при плавке с сульфатом кальция и углеродом // КИМС. – 2004. - № 6. - С. 58-62.

34. Кожахметов С.М., Чокаев М.Т., Жалелев Р.З., Омарова Н.С. Исследование совместного окисления сульфидов цинка и железа методами мессбауэровской спектроскопии и рентгеноспектрального анализа // Труды науч.-практ. семинара-совещания «Современное состояние и проблемы электротермических, высокотемпературных процессов хим. технологии и металлургии». - Шымкент, 2004. - С.67-69.

35. Омарова Н.С. Термодинамический анализ реакций в процессе обеднения шлаков медного производства восстановительно-сульфидирующими реагентами // КИМС. – 2005. - № 1. - С. 60-68.

36. Предпат. 15843 РК. Способ обеднения конвертерных шлаков медного производства // Кожахметов С.М, Омарова Н.С., Ниталина В.А. и др.; опубл. 15.06.05, Бюл. № 6. -2с.

37. Омарова А.С., Омарова Н.С. Термодинамический анализ реакций при восстановительной электроплавке упорных золото-мышьяковистых концентратов // КИМС. – 2005. - № 1. - С.58-60.

38. Лерман Б.Д., Омарова Н.С. // Тезисы VII Международной конференции «Золоторудная промышленность России. Состояние и перспективы». – Москва, 2005. – С. 76.

39. Предпат. 15844 РК. Способ переработки золото-мышьяковистых концентратов / Лерман Б.Д., Омарова Н.С., Оспанбеков Т.О. и др.; опубл. 15.06.05, Бюл. № 6. -2 с.

40. Омарова Н.С., Омарова А.С., Кожахметов С.М., Чокаев М.Т. Изучение сульфидирования делафоссита в присутствии восстановителя // КИМС. – 2005. -№ 2. - С.62-65.

41. Омарова Н.С., Омарова А.С., Кожахметов С.М., Чокаев М.Т.. Изучение кинетики сульфидирования оксида меди в присутствии восстановителя // КИМС. – 2005. -№ 2. - С.66-68

42 Омарова Н.С., Кожахметов С.М., Чокаев М.Т., Омарова А.С.. Изучение кинетики взаимодействия делафоссита с сульфатом кальция в присутствии углерода // КИМС. – 2005. - № 3. - С.44-48.

43 Предпат. 17368 РК. Способ переработки золотомышьяковистых концентратов / Омарова Н.С., Лерман Б.Д., Ниталина В.А. и др.; опубл. 15.05.06, Бюл. № 5. -2с.

44 Пат. 14341 РК. Способ переработки золото-мышьяковистых концентратов / Омарова Н.С., Лерман Б.Д., Оспанбеков Т.О. и др.; опубл. 16.07.07, Бюл. № 7. - 2с.

45 Предпат. 18786 РК. Способ переработки золотомышьяковистых концентратов / Омарова Н.С., Лерман Б.Д., Ниталина В.А. и др.; опубл. 17.09.07, Бюл. № 9. -2с.

46 Омарова Н.С., Кожахметов С.М., Омарова А.С. Использование сульфата кальция при электроплавке углистых золотомышьяковых концентратов // Цветные металлы. – 2008. - № 9. - С.31-33.

47 Омарова Н.С. Изучение сульфидирования оксида меди сульфатом кальция в присутствии восстановителя //Доклады Академии Наук. -2008. -№ 3. -С. 40-43.

48 Омарова Н.С. Изучение кинетики взаимодействия в системе Cu2O – CaSO4 – C // Известия НАН РК, Серия химическая. - 2008. - № 1. - С. 21-24.

49 Лерман Б.Д., Омарова Н.С. Промышленные испытания восстановительной электроплавки золотомышьяковых концентратов Акбакайского ГОКа // Горный журнал Казахстана. -2008. -№ 3. - С. 33-35.

50 Омарова Н.С. Изучение кинетики и механизма взаимодействия магнетита с сульфатом кальция в присутствии углерода и диоксида кремния // Комплексное использование минерального сырья. - 2008 - № 2. - С. 57-65.

1

Смотреть полностью


Скачать документ

Похожие документы:

  1. Ассоциация высших учебных заведений республики казахстан алматы – 2004 содержание

    Документ
    ... ее ... научныхоснов ... руд цветных, редких, благородных и радиоактивных металлов. ... Применение ферментов дает возможность повысить достоверность прогнозов развития ... Восстановительно-сульфидирующий ... электроплавки серебристой пены РГКП «Институт металлургии ...

Другие похожие документы..