Автоклавная переработка коллективного медно-свинцово-цинкового концентрата тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Кочин, Василий Анатольевич

• Кочин, Василий Анатольевич
• кандидат наук
• 2013

Оглавление диссертации кандидат наук Кочин, Василий Анатольевич

Оглавление

Введение

Глава 1. Обзор способов переработки коллективных

Си^п-РЬ концентратов и промпродуктов

1.1. Характеристика Си-РЬ-7п руд Рубцовского

месторождения

1.2. Пирометаллургические методы

1.3. Комбинированные способы

1.4. Гидрометаллургические технологии

1.5. Автоклавное выщелачивание

1.6. Окисление сульфидных минералов цинка, меди, свинца,

железа в сернокислых средах

Глава 2. Гидрометаллургическая переработка

полиметаллического концентрата

2.1. Методика эксперимента

2.2. Сернокислотное выщелачивание коллективного

концентрата с окислителем Ре(Ш)

2.3. Флотация кека после выщелачивания

коллективного концентрата

Глава 3. Автоклавная переработка

полиметаллического концентрата

3.1. Методика автоклавного выщелачивания

3.2. Влияние технологических параметров

на растворение цинка и меди

3.3. Низкотемпературное автоклавное выщелачивание

3.4. Флотационное разделение кеков

3.5. Микроанализ исходного концентрата и продуктов

его переработки

Глава 4. Гидротермальное осаждение меди галенитом

4.1. Методика исследования ГТО

4.2. Анализ экспериментальных результатов

Глава 5. Укрупненные испытания автоклавной технологии

переработки коллективного концентрата

5.1. Методика проведения испытаний

5.2. Основные результаты укрупненных испытаний

5.3. Распределение Se, Те и Au, Ag при автоклавной

переработке коллективного концентрата

Общие выводы

Список литературы

Приложение 1 Технико-экономическая оценка эффективности автоклавной переработки коллективных концентратов

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Автоклавная переработка коллективного медно-свинцово-цинкового концентрата»

Введение

Спрос на цветные металлы в основном удовлетворяется переработкой монометаллических руд по классическим схемам, запасы которых ограничены, вследствие чего необходимо сосредоточить внимание на использование более сложных, полиметаллических руд [1].

При флотационном обогащении вовлекаемых в переработку труднообога-тимых полиметаллических руд не достигается полного выделения меди, свинца, цинка в одноименные концентраты. При селективном обогащении таких руд велики потери цинка, свинца и меди с хвостами обогащения, а также значителен переход цинка и свинца в медные концентраты. Так, на стадии обогащения потери металлов составляют, %: 20-40 цинк; 40-50 свинец; 25-35 медь; ~ 50 редкие и благородные [2]. Качество концентратов повышают стадиальным измельчением в сочетании с последующей флотацией на каждой стадии разделения руды и первичных концентратов. Предпринимаемые обогатительными предприятиями усилия по модернизации технологических схем в направлениях внедрения многостадийных режимов флотации, разветвленных схем и измельчения сопровождаются удорожанием передела, в связи с увеличением энерго- и материалоемкости.

При этом наряду с монометаллическими концентратами образуются промежуточные коллективные продукты обогащения. Получение коллективных медно— цинково-свинцовых концентратов и промпродуктов обогащения повышает общее извлечение металлов из руды. В связи с тем, что классическая пирометаллургия меди, цинка и свинца рассчитана на переработку одноименных концентратов, плавка коллективных концентратов осложнена. Так, например, в пирометаллургии меди, ципк осложняет переработку медных концентратов тем, что при плавке получают цинковистые шлаки. Частично цинк возгоняется, и требуется организация пылеулавливания. Свинец осложняет пирометаллургическую переработку медного концентрата, так как переходит в черновую медь и затрудняет её дальнейшее рафинирование.

Отсутствие комплексной переработки полиметаллических концентратов приводит к значительным потерям цветных металлов.

Коллективное решение проблем при переработке труднообогатимых полиметаллических руд, может быть достигнуто при рациональном сочетании возможностей обогатительного и металлургического переделов в рамках комбинированных технологий [2].

Целыо настоящей работы является научное обоснование, исследование и разработка рациональной технологии переработки коллективных Си-РЬ-2п концентратов, включающей автоклавную и флотационную стадии, с селективным выделением меди, свинца и цинка в товарные продукты.

Для достижения поставленной цели необходимо:

- исследовать основные физико-химические свойства коллективных Си-РЬ-2п концентратов в процессе автоклавного выщелачивания и флотационного обогащения для последующего использования при получении монометальных товарных продуктов;

- установить зависимости показателей процесса сернокислотного автоклавного растворения меди и цинка из пульп различного состава и флотационного концентрирования компонентов раствора для обоснования режимов вскрытия коллективных концентратов и разделения извлекаемых металлов;

- выявить математические зависимости показателей (У{) автоклавного выщелачивания коллективных концентратов от величины основных технологических параметров (X,) для последующего их использования в системах управления и автоматизации разработанной технологии выделения и концентрирования меди, цинка и свинца;

- оптимизировать режимы функционирования процессов и агрегатов по переработке полиметаллических концентратов для снижения антропогенного воздействия на экосистемы Уральского региона.

Научная новизна работы заключается в изучении кинетики и механизма гидротермального осаждения меди на галените. Нами впервые установлено, что первичным актом взаимодействия галенита с сульфатом меди является образова-

ние сульфида меди с последующим образованием на его поверхности сульфата свинца.

Изучено взаимодействие галенита с сульфатными растворами меди в условиях повышенных температур:

- галенит осаждает медь из раствора по мере увеличения дисперсности минерала при температуре выше 433 К;

- кинетика процесса осложнена образующимися пленками сульфата свинца, сульфида меди (II);

- впервые установлено, что при температурах 453-463 К из водной фазы (рН > 3) медь осаждается в форме аналогичной минералу антлерит.

Выявлен факт экранирования халькопирита сульфатом свинца, что ухудшает его флотируемость и приводит к попаданию соединений меди в камерный продукт.

Практическая значимость диссертационной работы:

1. Разработана технологическая схема комплексной переработки коллективных концентратов позволяющая:

- выделять ценные металлы в отдельные продукты из состава первичного коллективного концентрата;

- повысить степень сквозного извлечения свинца и цинка по сравнению с существующей технологией.

2. Установлены регрессионные зависимости определяющих показателей (У1) от величины параметров (X]) операции гидротермального осаждения меди на галените из растворов, получаемых при автоклавном выщелачивании; с помощью которых можно подобрать оптимальные параметры проведения гидротермального осаждения меди после стадии автоклавного выщелачивания.

3. Рассчитан дополнительный экономический эффект, в сравнении с пиро-металлургической технологической схемой (в расчете на 50 тыс. тонн концентрата в год), составивший 72,48 млн. руб., полученный за счет увеличения извлечения ценных компонентов в готовую продукцию и снижения затрат на перевозку бедных коллективных концентратов.

Предложенная технологическая схема может быть реализована на металлургических предприятиях ООО "УГМК-Холдинг" как более экономически выгодная и обеспечивающая более полное извлечение ценных компонентов из коллективных концентратов.

При написании диссертационной работы использованы стандартные компьютерные программные пакеты; математическая статистика; физико-химические методы исследований и анализа сырья, промежуточных и товарных продуктов, вторичных отходов производства:

- атомно-абсорбционная спектрометрия с пламенной атомизацией (FAAS) (Си, Zn, Fe, Pb);

- титриметрия (Си, Fe, H2S04);

- рентгепофазовьтй анализ (дифрактометр "Bruker D 8 ADVANCE");

- микрорентгеноспектральный анализ ("Jeol JSM 6490 LV", приставка к микроскопу "Oxford Inca DryCool") (О, Си, Zn, Fe, Pb, S).

Достоверность полученных результатов базируется на использовании сертифицированных физико-химических методик исследования и аналитики, воспроизводимости экспериментальных данных в пределах заданной точности измерений (не менее 90-95%).

Основные результаты работы доложены на 5 всероссийских и международных научно-технических конференциях. Материалы диссертации использованы при написании обзора изданного в 2012г. По теме диссертации опубликованы 2 научные работы в журналах Перечня ВАК.

Основные положения диссертации, выносимые на защиту:

1. Технология комплексной переработки коллективного концентрата с получением одноименных продуктов.

2. Условия образования антлерита при гидротермальном осаждении меди.

3. Механизм протекания гидротермального осаждения меди на галените.

4. Механизм образования сульфата свинца на поверхности галенита во время гидротермального осаждения меди.

5. Математическое описание извлечения меди из раствора при гидротермальном осаждении на галените от концентрации серной кислоты в растворе, температуры, крупности галенита и соотношения галенита к меди.

6. Оптимальные параметры основных операций солевого и автоклавного выщелачивания коллективного Си-РЬ-2п концентрата Рубцовской ОФ.

7. Контуры технической схемы с использованием автоклавного выщелачивания и её технико-экономическая оценка.

Работа выполнена в Исследовательском центре ОАО "Уралэлектромедь" г. Верхняя Пышма.

Автор выражает благодарность сотрудникам Исследовательского центра ОАО "Уралэлектромедь" и его начальнику д.т.н. Лебедю Андрею Борисовичу, а также сотрудникам кафедры МтЦМ УрФУ им. первого Президента России Б.Н.Ельцина, оказавшим большую помощь в проведении экспериментов и обсуждении полученных данных.

Глава 1. Обзор способов переработки коллективных медно-цинково-свиицовых концентра юв и промпродуктов 1.1. Характеристика Си-РЬ-Хп руд Рубцовского

месторождения

Рубцовское месторождение является самым западным из всех известных промышленных месторождений одноименного рудного района. Его выделение в самостоятельную металлогеническую единицу относится к 1951 году, когда работами Алтайской полиметаллической экспедиции в его восточной части был выявлен перспективный на полиметаллическое орудепепие участок. Впоследствии было оконтурено Степное месторождение с промышленными запасами богатых полиметаллических руд. Рубцовское месторождение из-за высокого (более 23%) суммарного содержания основных металлов (меди, свинца, цинка), является уникальным для рудной базы России [3].

Руды данного месторождения характеризуется очень тесными взаимными прорастаниями минералов друг в друга, это обуславливает сложность разделения компонентов данного материала при флотации.

Месторождение сложено вулканогенно-осадочными породами среднего и верхнего девона, которые перекрыты терригенно-осадочными породами турней-ского яруса. Вкрапленные руды являются наиболее распространенной разновидностью для данного месторождения и представляют собой в разной степени ору-денелые гидротермалиты кварц-серицитового, серицит-хлоритового, кварцевого и реже серицит-каолинового состава. Они характеризуются крайне неравномерным распределением рудных минералов, суммарное содержание которых варьирует от 5-6 до 50%. В рудах повсеместно присутствует сфалерит, халькопирит, галенит и пирит. Вкрапленные руды характеризуются неоднородностью форм проявления рудных минералов и их взаимоотношениями с вмещающей массой.

Данные микроскопического изучения руд показывают, что они характеризуются разнообразием структур, представленных морфогенетичсскими типами: отложения, замещения, катакластическими, распадами твердых растворов и др., а также минералов следующих классов: самородных элементов, сульфидов, сульф-солей, сульфатов, карбонатов, окислов и гидроокислов.

Руды Рубцовского месторождения, обладают различной степенью окис-ленности (А, %), главным образом, медьсодержащих минералов. Наличие в рудах окислов и вторичных сульфидов меди ухудшает технологические показатели руд. Смешанные руды (А < 10%) обогащаются с получением медного, свинцового, цинкового и пиритного концентратов; окисленные (А > 40%) - могут подвергаться прямому переделу.

Химический состав руд определяется их полиметаллическим профилем, где главную ценность составляет медь, свинец и цинк. По данным химических и спектральных анализов рядовых и групповых проб и мономинеральных фракций в рудах кроме меди, свинца и цинка установлено 40 элементов, образующих, как собственные минералы, так и находящиеся в форме примесей. Однако большинство этих элементов представляют лишь геохимический интерес. По данным промежуточных опытов по обогащению технологической пробы кроме меди, свинца и цинка из концентратов Рубцовского месторождения экономически целесообразно извлечение попутных ценных компонентов золота, серебра, серы, кадмия, висмута, селена, теллура и галлия.

При изучении минерального состава руд Рубцовского месторождения установлено, что в них содержится ряд минералов, которые могут отрицательно влиять на технологию переработки руды, а, в конечном счете, на качество получаемых концентратов. Эти минералы оказывают отрицательное воздействие на режим измельчения руды, на поведение ведущих рудообразующих минералов в процессе флотации и на распределение вредных примесей по концентрациям. Для полиметаллических месторождений такими минералами являются: вторичные сульфиды меди, блёклая руда, пирит, глинистые и им подобные минералы (каолинит, гидрослюды, серицит и др.) Как показали результаты технологических ис-

пытаний проб, блёклые руды и глинистые минералы не оказали существенного отрицательного влияния на технологические показатели и качество концентратов.

Используемые методы переработки коллективных медно-цинково-свинцовых концентратов можно подразделить на пирометаллургические, пиро-гидрохимические и гидрометаллургические [4-21 ].

1.2. Пирометаллургические методы

Из пирометаллургических способов [22-24] применительно к коллективным медно-свинцово-цинковым концентратам представительно апробированы такие варианты непосредственной плавки сульфидов как процесс Ванюкова, циклонная "Когйор", взвешенная "Феркам", шахтная "АШП", конвертерная "ТБРЦ", а также ряд способов в сочетании с предварительным окислительным обжигом (бесштей-новая плавка в электропечах), процессы вакуумной пироселекции и возгонки.

Способ "Феркам" включает взвешенную плавку концентрата в смеси с флюсами в окислительной атмосфере (кислород) до полной десульфуризации с образованием концентрированных по содержанию серы газов, маловязкого оксидного расплава и черновой меди. Цинк возгоняют и выделяют в оксидной или металлической формах. Извлечение составляет, %: 97-98 меди в черновой металл; 92-97 цинка в возгоны. Технология предполагает дополнительные затраты на организацию мероприятий по исключению пыле— и газовых выбросов в атмосферу и менее предпочтительна для переработки коллективных продуктов с повышенным содержанием цинка из-за увеличения расходов восстановителя на 30%, электроэнергии в 1,5-1,8 раза [25,26].

Расширение возможностей взвешенной плавки для переработки Си-2п сырья с повышенным содержанием цинка, осуществлялось в направлении получения

саморассыпающихся ферриткальциевых шлаков, что способствовало получению маловязких расплавов, интенсифицировало процессы десульфуризации и отгонки цинка и обеспечило извлечение меди из шлаков методами обогащения [27].

Автогенная шахтная плавка (АШП) характеризуется простотой конструкции печи, высоким коэффициентом использования тепла в связи с малыми потерями с отходящими из реакционной зоны газами и возможностью реализации плавки без использования углеродистого топлива при содержании кислорода на уровне 30%. При плавке прессованных брикетов шихты коллективного концентрата состава, %: 10-20 Zn; 6-10 Си; 25-27 Fe; 36-38 S, медь концентрировали в штейне (42-52% Си), а серосодержащие газы (19-25%) S02) направляли на производство серной кислоты или элементарной серы. [28-31]. К основным недостаткам "АШП" следует отнести недостаточное концентрирование в шлаках цинка и кадмия (< 86%).

Технология плавки в конвертере "ТБРЦ" офлюсованного медно-цинкового концентрата при температуре 1473-1573 К в присутствии технического кислорода с получением штейна содержащего 40-52% меди, 4-5 %> цинка и шлака состава, %: 0,9 меди; 32,9 железа; 9-10 цинка; 1,0-1,5 серы, предложена фирмой "Boliden Metal Corporation". Шлаки фьюмингуют, а штейны конвертируют до получения белого матта (75% меди). Извлечение цинка в шлак не превышает 68-70%; свинец на 66-68%) концентрируется в пылях. Неудовлетворительные показатели распределения цинка и свинца по полупродуктам ограничивают возможности "ТБРЦ" для переработки полиминерального сырья.

Кислородно-конвертерный способ с использованием безфлюсового окисления и восстановления расплавов [32,33] отличается отсутствием специальной операции восстановления и возгонки цинка из вюститпого шлака. Возгонка цинка осуществляется при окислении кислородом расплавов сульфидов. Испытания безфлюсовой плавки медно-цинковых концентратов Гайского месторождения состава, %: 14,3-15,0 Си; 5,8-9,0 Zn; 33,7-34,1 Fe; 33,8-34,9 S, на базе вертикального кислородного конвертера, осуществляли при температуре 1673-1873 К с продувкой расплава кислородом: расход 180-230 нм3/час, давление 0,6-1,0 МПа. Со-

держание оксида цинка 65-90% в возгонах; в них переходило не менее 90-91% цинка; до 98-99% меди извлекали в черновую медь. Процесс развивается авто-генно и применяется для переработки Си-Хп сырья с невысоким содержанием цинка. Дальнейшее совершенствование способа осуществлялось в направлениях снижения температуры, интенсификации режимов отгонки цинка за счет введения восстановителя (медь в виде латунных отходов) и барботажа расплава воздухом или инертным газом.

Описан вариант конвертирования штейнов медной плавки совместно с мед-но-цинковыми концентратами Николаевского месторождения состава, %: 5-12 Си; 10-15 Хп; 18-28 Б [34]. Использование последних в качестве сульфидизаторов способствовало снижению содержания в шлаках меди, свинца, мышьяка и сурьмы в 1,5-3 раза.

Плавка в жидкой ванне (процесс Ванюкова) осуществляется при непрерывной загрузке концентратов (без предварительной глубокой сушки) в шлаковый расплав, который перемешивается газом, что способствует быстрому растворению компонентов шихты и образованию крупных капель штейна, концентрирующихся в донной части печи [35,36]. При плавке (на опытной установке ПЖВ, Гинцветмет) медно-цинковых концентратов Николаевского месторождения состава, %: 17-20 Zn•, 6-10 Си, по вариантам с отгонкой цинка в восстановительной зоне печи и в отдельном агрегате (фьюминг-печь) в шлаки извлекали до 95% цинка, а в штейн - 96% меди. При переработке этого сырья в 2-х зонной печи ПЖВ, в возгонах концентрировали не более 70-75% цинка и получали штейны с содержанием меди 70%. Применение обогащенного кислородом дутья в сочетании с природным газом и кусковым углем позволило при непрерывном режиме снизить содержание цинка в шлаке с 1,6 до 0,5%.

При плавке Николаевского концентрата на богатый штейн и белый матт получали штейн и шлак с содержаниями меди 74% и 0,78 %, соответственно. Опыт промышленной эксплуатации технологии ПЖВ на Средне-Уральском медеплавильном заводе свидетельствует о неудовлетворительных технико-

экономических показателях переработки низкосортных медпо-цинковых концентратов и промпродуктов.

Процесс "Kontop" базируется на циклонной плавке (на штейн и шлак) высушенной тонкоизмельченной шихты, состоящей из концентрата, флюса и оборотной пыли, с использованием технического кислорода [37].

Обеднение шлака осуществляют непрерывно в реакторе с верхним дутьем (смесь пропана или природного газа с техническим кислородом). Отходящий, бедный по содержанию SO2 газ совместно с возгонами металлов и их соединений окисляют в камере дожигания, охлаждают и обеспыливают. Газы циклонной плавки утилизируют с получением серной кислоты, жидкого диоксида серы или элементной серы. Способ осваивается фирмой "KND Humboldt Wedag АЕ (ФРГ)" (вблизи обогатительных фабрик) для переработки небольших объемов медно-цинковых концентратов (предпочтительно с повышенным содержанием меди).

Бесштейновая технология предусматривает окислительный обжиг "намертво" (1163-1203 К, флюсы) медно-цинкового концентрата в печах кипящего слоя. Переработку огарка осуществляют в электропечах, шахтной плавкой и другими способами. Гинцветметом предложено два варианта плавки огарка: в аппаратах с погружным факелом с использованием конверсированного природного газа и обработкой огарка в потоке (или же в расплаве) высокотемпературным конверсированным газом [38].

При переработке медно-цинкового концентрата состава, %: 16-18 Си; 7-9 Zn; 32-34 S, по первому способу получены черновая медь состава, %: 98,6— 99,5 Си; 0,002-0,007 S, и шлаки с содержанием меди 1,5-3,2%. Содержания меди и цинка в шлаках по второму способу не превышают 0,2-0,4% и 0,3-0,4%), соответственно. В сравнении с другими известными процессами, в частности "Империал смслтипг", бесштейновая технология характеризуется высоким коэффициентом извлечения серы, цинка, меньшими эксплуатационными и капитальными затратами, поскольку базируется на применении более дешевого и освоенного промышленностью оборудования (печи КС, ПЖВ, шахтные агрегаты) и менее дорогостоящих видов топлива.

Восстановительно-сегрегирующий обжиг сочетает восстановительный обжиг и последующую флотацию, с получением товарного медного концентрата цинксодержащих хвостов. Данный метод испытывали на медно-цинковых концентратах промпродуктовой флотации Гайского ГОКа состава, %: 7,8 Си; 8-9 7,п [39,40]. Обжиг осуществляли в печах кипящего слоя в окислительном и последующем восстановительном режимах с введением в шихту кокса (крупность 400 мкм) и хлорида натрия. Медь и благородные металлы на 93-98% концентрировали в медном концентрате, а цинк на 90-93% - в хвостах флотации. Содержание меди в медном концентрате варьировалось в интервале 32,3-44,7%. Рассматриваемый способ наиболее предпочтителен для переработки промпродуктов и концентратов с повышенным содержанием цинка. Цинк предусматривалось извлекать из хвостов вельцеванием, при его содержании в хвостах не менее 15-20%.

Способ вакуумной пироселекции основан на возгонке легколетучих металлов в печах с вакуумкипящим слоем с последующей фракционной конденсацией паров [41]. При испытаниях на коллективных медно-свинцовых концентратах состава, %: 26,5 Си, 23,6 РЬ, 4,8 Ъа, 15,3 8, при температуре 1173-1223 К, давлении 0,13-1,3 кПа за 1,5 час в возгонах концентрировали 85-92% цинка, 95-98% свинца, а медь распределялась между остатками вакууммирования и оборотными пы-лями. Содержание свинца и цинка в разноименных продуктах фракционирования не превышает 1%. Способ требует представительной проверки в непрерывном режиме и укрупненных масштабах.

Обжиг—плавка на штейн—конвертирование является одним из самых простых способов переработки Си-РЬ-2п концентрата: осуществляется добавлением данного концентрата в шихту, которая перерабатывается по классической пиро-металлургической схеме с получением черной меди. Недостатками данного способа является небольшое количество перерабатываемого концентрата и выделение в конечный продукт только меди. Свинец и цинк частично переходят в шлак и возгоняются. Необходима сложная система пылеулавливания и последующая утилизация пылей. Свинецсодержащие материалы частично переходят в черновую медь и, тем самым, осложняют дальнейший медный передел.

Известен способ переработки медно-цинковых концентратов, включающий плавку концентрата совместно с флюсами в окислительной атмосфере с переводом оксидов цинка и меди в шлак и последующим извлечением цинка в возгоны, а меди - в металлический сплав [26]. Недостатком способа является его применимость только к бедным концентратам. Переработка богатых по цинку концентратов невозможна из-за образования тугоплавких вязких шлаков.

Загружаемый в плавильную зону коллективный концентрат совместно с флюсами плавится в окислительной атмосфере с переводом основной части цинка в виде оксида в шлак. Свинец, присутствующий в концентрате, частично переводится в металлическую фазу, а частично окисляется и переходит в шлак. В плавильную зону поступает также оборотный шлак при его отношении к образующемуся в процессе плавки менее 3, что обеспечивает получение в плавильной зоне достаточно легкоплавкого шлака с содержанием ZnO < 25% . Шлак из плавильной зоны перетекает в обеднительную зону, где в результате его фыоминго-вания цинк отгоняется с последующим улавливанием, а оксиды меди и свинца восстанавливаются с образованием на подине металлической фазы, периодически или непрерывно выводимой из печи. Обедненный шлак является отвальным; часть его возвращается в плавильную камеру.

При величине массового отношения оборотного шлака к образующемуся при плавке шихты выше заявляемого предела концентрация оксида цинка в шлаке, поступающем в обеднительную зону, снижается ниже оптимальной (18-25%), что увеличивает удельные эксплуатационные затраты более чем в два раза.

Переработка полиметаллических коллективных концентратов при массовом отношении оборотного шлака к образующемуся в процессе плавки шихты меньше 3,0 обеспечивает по сравнению с прототипом возможность поддержания концентрации оксида цинка в шлаке, получаемом в плавильной зоне на оптимальном уровне, что приводит к снижению удельного расхода топлива и повышению производительности процесса [42].

На Медногорском медно-серном комбинате производится переработка коллективного концентрата на агрегате СПК "Победа", который добавляют в шихту и

в виде брикетов загружают в конвертер. Процессы плавки и последующего конвертирования ведут в режиме максимального возгона цинка и свинца, с последующим конденсированием металлов и улавливанием в системе пылегазоочистки. Полученный медный штейн отправляют на конвертирование с получением черновой меди, а пыли отправляют на ОАО "Электроцинк" г.Владикавказ. Возгоны подвергают водной отмывке от цинка с получением цинкового раствора и свинцового кека. После переработки этих продуктов получают свинец и цинк в слитках.

Недостатками этого метода являются:

- экологически не безопасное производство, связанное с большим количеством выбросов в атмосферу вредных веществ;

- дороговизна системы газоочистки;

- большие энергозатраты, так как для отделения свинца и цинка от меди их необходимо сначала перевести в газообразное состояние, а после конденсации уже пыль нужно вновь переработать;

- большие затраты на транспортировку продуктов между предприятиями (Медногорск - Верхняя Пышма, Медногорск-Владикавказ);

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Кочин, Василий Анатольевич, 2013 год

Список литературы

1. Selective zinc extraction from complex copper/zinc sulphide concentrates by pressure oxidation, T.J. Harvey, W.T. Yen, J.G. Paterson, Queen's University, Mining Engineering Department, Goodwin Hall, Kingston, Ontario K7L 3N6, Canada (Received 13 March 1992; accepted 27 March 1992).

2. Болатбаев K.H., Набойченко C.C., Садыков С.Б. Флотационно-металлургическая переработка труднообогатимых руд. Петропавловск: СКГУ, 2004.401 с.

3. Доронин А .Я., Чинаков И.Г. Отчёт о геологоразведочных работах на Рубцовском полиметаллическом месторождении за 1970-1974 гг. 1974 г. 282 с.

4. Р1абойченко С.С., Ни Я.М., Шнеерсон Я.М., Чугаев Л.В. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. Екатеринбург: ГОУ УГТУ—УПИ, 2002. 940 с.

5. Evans D.J.I., Romanchuk S., Mackiv V.N. Treatment of copper-zinc concentrates by pressure hydrometallurgy. Can Mining Metallurg Bull. 1964. V. 57. № 628. P. 857-866.

6. Пыжов С.С., Урубкова Э.И. Тенденция развития автоклавных процессов в производстве тяжелых цветных металлов за рубежом. М.: Цветметинформация, 1985.39 с.

7. Veltman Н., Bolton G.L. Direct pressure Leaching of zinc bobende with simultaneous production of elemental sulphur. A state-of-the-art review. Erzmetall. 1980. Bd. 33 Hf. 2. P. 76-83.

8. Bolton G.L., Zubricky N., Veltman H. Pressure Leaching process for complex zinc-lead concentrates // 13-th Int. Miner. Proc. Congr. Warszava. 1979. Preper. Pap. Vol.1. P. 581-607.

9. Parker E.G. Oxidative pressure leaching of zinc concentrates. C1M Bull. V. 74. № 829. P. 145-150.

10. Нелень И.М. Автоклавные процессы в цветной металлургии. М.: Цветметинформация, 1966. С. 99-117.

11. Нафталь М.Н., Сухобаевский Ю.Я., Полосухин В.А. Развитие автоклавной гидрометаллургии никель-пирротиновых концентратов // Цветные металлы. 1999. № 11. С. 68-72.

12. Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия. 4.1. Иркутск: Ирк.ГТУ, 1998. 702 с.

13. Habashi F. Recent advances in pressure leaching technology // Proc. XX Int. Miner. Process Congr. Aachen, 21-26 sept. 1997. V. 4. Clanssthal - Zellerfeld. 1997. 83. P. 129-139.

14. Collins M. J., Ozberk E., Makwana M. Integration of the Sherritt zinc pressure leach process at the Ruhr-Zink Refinery // Hidrometallurgy'94, IMM. L.: Chapman and Hall, 1994. P. 869-885.

15. Ozberk E., Collins M.J., Makwana M.G. Zinc pressure leaching at the Ruhr-Zinc refinery//Hydrometallurgy. 1995. V. 39. № 1. P. 53-61.

16. Forward E.A., Veltman H.A. Direct leaching Zinc sulphide concentrates by Sherrit Gordon J. Metals. 1959. V. 11. № 12. P. 836-840.

17. Шнеерсон Я.М. Научные основы процесса окислительного автоклавного выщелачивания сульфидных медно-никелевых материалов и создание технологии переработки пирротиновых концентратов на Норильском ГМК. Автореф. дисс. докт. техн. наук. 05.16.03. Ленинград, 1988. 46 с.

18. Ярославцев А.С., Смирнов В.И. Исследование автоклавного выщелачивания цинкового концентрата // Цветные металлы. 1964. № 2. С. 26-30.

19. Набойченко С.С. Исследование физико-химических закономерностей автоклавных процессов и разработка на их основе схем комплексного использования сырья в металлургии меди. Автореф. дисс. докт. техн. наук. 05.16.03. Свердловск, 1978. 48 с.

20. Соболь С.И. Автоклавная переработка медно-цинковых концентратов. В сб. "Автоклавные процессы в цветной металлургии". М.: Цветметинформация, 1966. С. 82-98.

21. Масленицкий H.H., Беликов B.B. Химические процессы в технологии переработки труднообогатимых руд. M.: Недра, 1986. 202 с.

22. Худяков И.Ф., Кляйн С.Э., Агеев Н.Г. Металлургия меди, никеля, сопутствующих элементов и проектирование цехов. М.: Металлургия, 1993. 432с.

23. Мечев В.В. Развитие автогенных технологий плавки полиметаллического сульфидного сырья // Цветные металлы. 1990. № 7. С. 9-14.

24. Мечев В.В., Автогенный процесс для переработки полиметаллического сырья // Известия ВУЗов. Цветная металлургия 2003. № 2. С. 4-7.

25. Гречко A.B., Калнин E.H., Ломов С.Б. Повышение комплексности использования сырья при пирометаллургической переработке медно-цинковых материалов // ЦНИИЭИ. Цветная металлургия. 1998. -№ 5-6. С. 40-44.

26. Мечев В.В., Быстров В.П., Тарасов A.B. Автогенные процессы в цветной металлургии. М.: Металлургия, 1991. 413 с.

27. Walker M. Kivcet smelter on-stream at Trail. // Mining Mag. 1998. № 5-6. C. 40-44.

28. Алентов П., Александровская В. Пути дальнейшего совершенствования цветных процессов с утилизацией сернистого ангидрида // Цветные металлы. 1990. №7. С. 59-61.

29. Тарасов А.В, Гречко A.B., Кириллин А.Н. Автогенная переработка металлургических и нетрадиционных видов сырья - перспективное научно-техническое направление в народном хозяйстве // ЦНИИЭИ. Цветная металлургия. 1996. № 7. С. 14-19.

30. Генералов В.А., Тарасов В.А. Современное состояние и перспективы внедрения автогенных процессов в металлургии тяжелых цветных металлов // ЦНИИЭИ. Цветная металлургия. 1991. № 12. С. 23-27.

31. Ушаков К.И. Автогенная шахтная плавка сульфидного сырья и клинкера цинкового производства // Цветные металлы. 1987. № U.C. 60-65.

32. Мызенков Ф.А. Новые технологии плавки металлургического сырья в вертикальном конвертере с комбинированным дутьем // "Комбинированные ма-

лоотходные процессы комплексной переработки труднообогатимых руд и продуктов тяжелых цветных металлов". М.: Гос. НИИ цв. металлов, 1990. С. 26-33.

33. Мызенков Ф.А., Мечев В.В., Калнип Е.И. Разработка нового способа переработки медно-цинкового рудного и вторичного сырья // Цветные металлы. 1990. № 11. С. 38-41.

34. Спитченко B.C., Досмухамедов Н.К., Егизеков М.Г., Жарнов H.H. Переработка медно-цинкового концентрата в конвертерах // Комплексное использование минерального сырья. 1988. № 10. С. 48-50.

35. Шашурин Ю.С., Посадина И.В., Костюхин Ю.Ю. Экономическая эффективность комплексной переработки медно-цинковых руд Урала // Сборник трудов "Технико-экономическая оценка направлений совершенствования металлургического производства". М.: Моск. институт стали и сплавов, 1990. С. 120-126.

36. Халемский A.M., Тарасов A.B., Казанцев AJI. Плавка в печи Ванюкова медно-цинкового сульфидного сырья. Екатеринбург: Кедр, 1993. 80 с.

37. Gamrothetal М. Futeares and applications of the CONTOP Smelting Process. 23-rd Annual Conference of Metallurgists. Quebec. August. 1984.

38. Клушин Д.Н. О бесштейновой технологии переработки медных и медно-цинковых концентратов // Цветные металлы. 1984. № 2. С. 12-14.

39. Зак М. С., Чехова Е. Ф., Каримов Е. В. Комплексная переработка труд-нообогатимого сырья, основанная на хлоридовозгоночном обжиге в печах КС и гидрометаллургии хлоридовозгонов // Сборник трудов "Комбинированные малоотходные процессы комплексной переработки труднообогатимых руд и продуктов тяжелой металлургии". М.: Гос. НИИ цв. металлов, 1990. С. 19-26.

40. Сорокина B.C., Рыскин М.Я., Пыжов B.C. О возможности переработки медно-цинковых промпродуктов методом восстановительно-сегрегирующего обжига// Цветные металлы. 1986. № 11. С. 18-19.

41. Даулетбаков Т.О., Нестеров II.В., Биттеев А.Б., Цожухай И.Ю. Переработка полиметаллических концентратов в печи вакуумкипящего слоя // Цветные металлы. 1992. №2. С. 19-20.

42. Васильев М.Г.,Васильев В.М. Способ переработки цинксодержащих концентратов. Патент РФ № 2148096; 99108050/02. 19.04.1999; 27.04.2000.

43. Кершанский И.И. Обжиг в кипящем слое коллективных медно-цинковых концентратов Николаевского месторождения. // Цветные металлы. 1987. С. 22-24.

44. Гецкин JT.C., Ярыгин В.И. Пути снижения ферритообразования при обжиге цинковых концентратов // Цветные металлы. 1986. № 5. С. 24-27.

45. Raghavan R., Mohanan Р.К., Patnaik S. Innovative processing technique to produce zinc concentrate from zinc leach residue with simultaneous recovery of lead and silver // Hydrometallurgy. 1998. V. 48. № 2. P. 225-237.

46. Боянов Б., Димитров P., Димов H. Переработка медно-цинковых кеков путем сульфатизации // Цветные металлы. 1986. № 5. С. 34-36.

47. Боянов Б., Димитров Р., Балабанов Я. Гидрометаллургическая переработка медно-цинкового огарка // Цветные металлы. 1985. № 3. С. 29-31.

48. Ярославцев А.С. Исследование высокотемпературных гидрометаллургических процессов комплексного извлечения цинка и сопутствующих элементов из минерального сырья. Автореф. дисс. докт. техн. наук. 05.16.03. Свердловск. 1976. 50 с.

49. Снурников А.П. Комплексное использование сырья в цветной металлургии. М.: Металлургия, 1977. 272 с.

50. Пусько А.Г., Юренко В.М., Снурников А.П. Полупромышленные испытания сбалансированного обжига медно-цинковых сульфидных концентратов // ЦНИИЭИ. Цветная металлургия. 1965. № 15. С. 26-28.

51. Neon-Siugouna P., Fourlaris G. A Kinetic study of ferric chloride leaching of an iron - activated bulk sulphide concentrate // Hydrometallurgy. 1990. V. 23. № 2—3. P. 203-220.

52. Neon-Siugouna P., Scordilis D., Sulphation of a Greek complex sulphide concentrate // Hydrometallurgy. 1990. V. 25. № 3. P. 367-374.

53. Зак M.C., Чехова Е.Ф., Серебренникова Э.Я. Комплексная переработка труднообогатимых свипцово-цинковых руд // Сборник научных трудов "Метал-

лургия и обогащение руд тяжелых цветных металлов". М.: Гинцветмет, 1989. С. 111-116.

54. Лейзерович Г.Я., Зак М.С. Процесс совмещенного окислительно-хлоридовозгоночного обжига в кипящем слое полиметаллического сульфидного сырья // Сборник научных трудов "Применение кипящего слоя в цветной металлургии". М.: Металлургия, 1975. 456 с.

55. Шевко В.М., Анарбаев А.А., Медеуов М.К. Переработка труднообога-тимой свинцово-цинковой Жайремской руды хлоридным способом. // Комплексное использование минерального сырья. 1989. № 12. С. 49-51.

56. Шкодин В.Г., Абишев Д.Н., Бектурганов Н.С. Щелочное обескремнива-ние сырья. Алма-Ата: Наука АН Каз. ССР, 1984. 200 с.

57. Шкодин В.Г., Абишев Д.Н., Малышев В.П., Бектурганов Н.С. Основы автоклавного обескремнивания высококремнистых сульфидных концентратов. // Известия вузов. Цветная металлургия. 1977. № 2. С. 43-46.

58. Бейсембаев Б.Б., Горкун В.И., Катков Ю.А., Тыныбеков М.И. Комплексная переработка промпродуктов труднообогатимых свинцово-цинковых руд по малоотходной гидрометаллургической технологии // Сборник научных трудов "Комбинированные малоотходные процессы комплексной переработки труднообогатимых руд и продуктов тяжелых цветных металлов". М.: Гос. НИИ цв. металлов, 1990. С. 95-103.

59. Dewing И.Н., Гау S.E, Cochran A. Recovery of zinc and sulphur from sphalerite concentrates by reaction with sulphuric acid. // Rept. Invest. Bur. Mines U.S. Dep. Inter. 1982. № 8690. 16 p.

60. Паздников П.А., Волкова П.И., Окисление сульфидных концентратов и полупродуктов их переработки азотной кислотой и продуктами её разложения // Труды института металлургии УФАН СССР. Вып. 2. Свердловск: УФАН СССР, 1958. С.219-225.

61. Патент Австралии № 596716,/Mangano Peter, Adams Robert William, Matthew Ian George. Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides. 10.05.90.

62. Эннс И.И., Быков Р.А. Струнников С.Г. Комбинированные гидрометаллургические схемы переработки труднообогатимых руд // Цветные металлы. 1990. № 8. С. 36-38.

63. Brennecke Н.М.,Bergman О. Nitric-sulfuric leach process for recovery of copper from concentrate // Mining Engeneering. USA. 1981. V. 33. № 8. P. 1259-1266.

64. Barriga F., Palencia I., Carranza F. The passivation of chalcopyrite subjected to ferric sulphate leaching and its reactivation with metal sulphides // Hydrometallurgy. 1987. V. 19. №2. P. 159-167.

65. Jean Frenay. Leaching of oxidized zinc ores in various media //Hydrometallurgy. 1985. V. 15. № 2. P 243-253.

66. Sahoo P.K., Dors S.C. Recovery of lead from zinc plant waste // Trans Indian Inst. Met. 1980. V. 39. № 6. P. 604-608.

67. Palencia J., Carronza F., Garcia M. Leaching of a copper-zinc bulk sulphide concentrate using an aquous ferric sulphate dilute solution in a semiconscious system. Kinetics of dissolution of zinc // Hydrometallurgy. 1990. V. 23. № 2-3, P.191-202.

68. Пономарева Е.И., Свирчевская В.Г. Взаимодействия сульфидов цинка и свинца с окисью меди в щелочном растворе при повышенных температурах // Щелочные гидрохимические способы переработки полиметаллических продуктов. // Сборник трудов. Алма-Ата: Найка, 1969. С. 29-37.

69. Пономарева Е.И., Свирчевская Е.Г. Взаимодействие сульфидов кадмия, индия и таллия с окисью меди в растворе едкого натра. // В кн. "Щелочные гидрохимические способы переработки полиметаллических продуктов". Алма-Ата: Наука АН Каз ССР, 1969. С. 38-44.

70. Nogucira E.D. The Comprex process: non-ferrous metals production from complex piritic Concentrates. Complex Sulphide Ores. Pap. Couf. Rome. London. 1980. P. 227-233.

71. Nogucira E.D. Zincex - the development of a secondary zinc process // Chemistry and Industry. 1980. P. 63-67.

72. Соболь С.И. Автоклавно - восстановительный способ получения свинца //Цветные металлы. 1990. №6. С. 24-28.

73. Соболь С.И. Перспективы автоклавного метода получения свинца из сульфидных концентратов // Сборник трудов "Автоклавные процессы в цветной металлургии". М.: Цветметинформация, 1966. С. 118-131.

74. Veltman Н., Weir D.R. Die industrielle anwendung der Sherrit-Drucklaugungstechnologie // Erzmetal. 1982. V. 35. № 2. S. 67-77.

75. Соболь С.И. Автоклавная переработка медно-цинковых сульфидных концентратов // Сборник трудов "Автоклавные процессы в цветной металлургии". М.: Цвеметинформация, 1966. С. 82-98.

76. Зеликман А.Н., Вольдман Г.Н., Беляевская JI.E. Теория гидрометаллургических процессов. М.: Металлургия, 1983. 424 с.

77. Rath Р.С., Paramguru R.K., Jena Р.К. Recovery of metal values from complex sulphide concentrates of Copper, Lead and Zinc through a aqueous chlorination // Proc. Australia's. Inst. Mining and Met. 1981. V. 278. P. 33-38.

78. Andersen E., Вое G.H., Danielsen 'Г. Production continue en usine pilote de metaux de base a partur de concentres sulfures complexes, parlamethode an chlorure ferrique. // J. Far. Elec. 1981. V. 8, P. 32-40.

79. Sandberg R.G., Iluiatt J.L. Recovery of silver gold and lead from a complex sulfide ore using ferric chloride, thiourea and brine leach solutions // Rept Invest. Bur. Mines.US Dep. Inter. 1986. V. 9022. 14 p.

80. Мочалов A.M., Захарова H.H. О возможности выщелачивания труднообогатительных полиметаллических руд и коллективных концентратов в растворе хлоридного железа // Сборник трудов "Совершенствование технологии производства свинца и цинка с целью повышения комплексности использования сырья". Усть-Каменогорск: ВПИИцветмет, 1985. С. 22-26.

81. Романтеев Ю.П. Гидрометаллургическая переработка промежуточного продукта обогащения свинцово-цинковых руд // Сборник трудов "Вопросы теории и практики обогащения и металлургии сырья цветных и редких металлов". Алма-Ата: Наука Каз. ССР, 1983. С. 49-54.

82. Hoffman J.E. Winning copper via chloride chemistry - an exclusive technology // Journal of Metallurgy (JOM). 1991. V. 43. № 8. P. 48-50.

83. Fletcher A.W. Future potential for chloride hydrometallurgy 11 Adv. Miner. Process. Proc. Symp. honour Nath. Arbiter 75-th birthday. NewOrleans. La March. 3-5. 1986. P. 495-508.

84. Набойченко С.С., Шнеерсон Я.М., М.И. Калашникова, Чугаев J1.B. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. Екатеринбург: ГОУ ВПО УГТУ-УПИ, 2008. Т. 1. 376 с.

85. Горячкин В.И., Серова Н.В., Минихина Н.В., Попова Н.В., Набойченко С.С. Исследование и ориентировочная технико-экономическая оценка автоклав-но-флотационной технологии переработки медно-цинковых концентратов Николаевского месторождения. // Сборник трудов Гинцветмета "Комбинированные процессы в производстве тяжелых цветных металлов". М.: М-во цв. металлургии СССР, 1988. С. 65-76.

86. Гаррелс P.M., Крайст Ч.Л. Растворы, минералы, равновесия. М.: Мир, 1968. 368 с.

87. Joshihiro К. Influence of oxygen on the dissolution sphalerite in acidic solutions.//J. Japan Inst. Metals. 1973. V. 37. № 8. P. 803-808.

88. Каковский И.А., Набойченко С.С. Термодинамика и кинетика гидрометаллургических процессов. Алма-Ата: Наука Каз. ССР, 1986. 272 с.

89. Scott T.R., Dyson N.F. The catalyzed oxidation of zinc sulphides under acid pressure leaching conditions // Trans AIME. 1968. V. 242. № 9. P. 1815-1821.

90. Venkatachalam S., Soman S.N. Kinetic of pressure leaching of sphalerite concentrates // Trans. Indian Inst. Met. 1986. V. 39, № 6. P. 545-550.

91. Kammel R., Pawlek F. Oxidizing leaching of sphalerite under atmospheric pressure//Metall. 1987. V. 41.№2. P. 158-161.

92. Grundwell F.K. Kinetics and mechanism of the oxidative dissolution of a zinc sulphide concentrate in ferric sulphate solution // Hydrometallurgy. 1987. V. 19. № 2. P. 227-242.

93. Хепгелайп Ф., Гирш E.A. Влияние соединений меди па окисление сульфидов тяжелых металлов в водной среде // Проблемы современной металлургии. 1961. №4. С. 82-92.

94. Okamura К. Lcaching of zinc blende with sulphuric acid on oxygen // J.Ming Metal 1. Inst. Japan. 1964. V. 80. № 911. P. 689-694.

95. Zhang Zhenjian., Mao Minghua. Изучение каталитического влияния железа на автоклавное кислотное выщелачивание халькоцита // Nonferrous Metals China. 1990. V. 42. № 3. С. 64-68.

96. Jang Е., Wadsworth М. Hydrotermal conversion of chalcopyrite under controlled E and pH // Extract Metallurgy of copper, nickel and cobalt: Proc. In honor Paul E. Quenau Int. Symp., Denver, Colo. Febr. 21-25. 1993. V. 1. Warrendale. 1993. P. 689-707.

97. Hiroyoshi N., Miki H., Hirajima T. A model for ferrous-promoted chalcopyrite leaching // Hydrometallurgy. 2000. V. 57. № 1. P. 31-38.

98. Hiroyoshi N., Hirota M., Hirajima T. A case of ferrous sulfate addition enhancing chalcopyrite leaching // Hydrometallurgy. 1997. V. 47. № 1. P. 37-45.

99. Miller J.D. Silver catalyses in ferric sulphate leaching of chalcopyrite // 13-th Int. Miner. Proc. Congr. Warsawa, 1979.

100. Исследования электрохимического разложения сульфидных минералов методом инверсионной вольтамперометрии // Сборник трудов ВНИИ минерального сырья "Новые методы, приборы, оборудование и установки для технологических исследований минерального сырья". М.: Всес. Научно-иссл. ин-т минерального сырья им. Н.М. Федоровского, 1990. С. 83-89.

101. Mackey D.R., Halpern J. A Kinetic study of oxidation of pyrite in aqueous solutions // Trans. Met. Soc. AIME. 1985. V. 212. № 3. P. 301-309.

102. Peters E. Oxygen utilization in hydrometallurgy: Fundamental and practical issues // Proc. Int. Symp. Impact Oxygen Prod. Non-ferrous Met. Processes. Winnipeg. Aug. 23-26. 1987. V. 2. P. 151-164.

103. Baldwin S.A., Demopoulos G.P. Parameter sensitivity of kinetic-based hy-drometallurgical reactor model // Can. J. Chem. Eng. 1998. V. 76. № 6. P. 1083-1092.

104. Набойченко С.С., Неустроев В.И., Лебедь А.Б., Худяков И.Ф. О взаимодействии галенита с растворами сульфата меди при повышенных температурах // Известия вузов. Цветная металлургия. 1980. № 3. С. 34-39.

105. ГОСТ 14047. 1-93. Концентраты свинцовые. М.: Изд-во стандартов, 1993. 14 с.

106. Маслов В.И., Шустров АЛО., Маценко Ю.А. Способ комплексной переработки полиметаллического сырья: пат. 2181781 Рос. Федерация. № 98117249/02; заявл. 14.09.98; опубл. 27.04.2002.

107. Кочин В.А., Хренников A.A., Лебедь А.Б., Набойченко С.С.. Закономерности сульфатизации сульфида свинца в составе Cu-Pb-Zn концентрата // «Цветная металлургия. Известия ВУЗов» № 6, 2010.