Мфтериалы Второго Международного Конгресса. Цветные металлы

Подождите немного. Документ загружается.

280

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Вследствие многосторонности процессов, протекающих в промышленных ШЭПах

(рис. 1), и отсутствия реальных возможностей контроля и управления ими, работа пе-

чей характеризовалась относительной нестабильностью. Наблюдались горение шихты

и, как следствие, потери восстановителя и проскоки хлора. Несоблюдение постоянства

соотношения компонентов в шихте (MgО

: MgCl

: C), активности MgО, состава хлоргаза

и равномерности его подачи приводили к дестабилизации процесса в зоне реакции, пе-

риодическому заплавлению печи и затуханию процесса хлорирования.

Процесс накопления непрохлорированного остатка также являлся одним из нега-

тивных факторов в организации производства безводного хлорида магния в ШЭПах.

Он приводил к затруднению технологического режима процесса хлорирования и в ко-

нечном итоге определял продолжительность кампании эксплуатации аппарата.

К недостаткам технологии следует отнести и наличие значительного количества

подготовительных операций и переделов – размола магнезита и восстановителя, дози-

рования и смешения компонентов шихты, ее брикетирования, сушки и прокалки брике-

тов. Это существенно повышало трудоемкость и энергоемкость технологии, усложняло

аппаратурно–технологическую схему.

Анализ затруднений и недостатков технологии хлорирования брикетированной

шихты показал, что технология может быть существенно упрощена и модернизирована

путем отказа от твердого восстановителя и разделения процесса на две стадии:

– газификацию твердого восстановителя и получение газообразного восстановителя –

оксида углерода (СО);

– хлорирование дробленного природного магнезита газовой смесью хлора и оксида

углерода.

Первая стадия процесса – механизм и кинетика горения твердого углерода достаточ-

но глубоко исследованы [3]. Объектом нашего внимания и разработки явилась вторая

стадия – процесс хлорирования магнезита в противоточном вертикальном реакторе с ис-

пользованием оксида углерода в качестве акцептора кислорода.

Цель и методика экспериментальных исследований

Целью исследований являлось изучение механизма и кинетики взаимодействия

смеси хлора и оксида углерода с магнезитом, поскольку систематические исследования

по этому вопросу не проводились.

Объектом исследования являлся магнезит Киргитейского месторождения (Северо-

Ангарский рудник) фракции 1,6…2,5 мм химического состава, %: MgО – 45,6; СаО – 0,5;

SіO

– 0,05;

– 0,02; SO

– 0,05; Fe – 0,05; п.п.п – 53,6. Оксид углерода получали в шахт-

ном кварцевом конвертере взаимодействием диоксида углерода с древесным углём при

температуре 1273 К.

Объёмная доля СО в отходящих из конвертера газах составляла не менее 98,5…99,0 %.

Хлор использовали жидкий по ГОСТ 6718–86. Дозировку и контроль расхода газов произ-

водили реометрическим методом.

ермографические исследования производили методом дифференциально-

термического анализа при продолжительности нагревания 60…120 минут в интервале тем-

ператур 293…1293 К. Эталоном являлся прокаленный оксид алюминия. Квазистационарный

тепловой режим достигался по методу Берга [4]. Для термографического изучения взаимо-

действия магнезита с хлором и оксидом углерода была использована методика анализа си-

стемы твёрдое вещество–газ, фильтрующийся через слой исследуемого материала [5].

Результаты экспериментальных исследований

Нами установлено, что взаимодействие хлора с карбонатом магния начинается по-

сле термической диссоциации последнего

MgСО

↔ MgО + СО

, Δ Н = 98,39 кДж/моль (3)

с последующим хлорированием образовавшегося оксида магния

MgО + Сl

+ CO ↔ MgCl

(ж) + СО

, Δ Н = – 267,15 кДж/моль. (4)

На полученных термограммах сразу же после разложения карбоната наблюдался

резкий температурный скачок, а на более показательной кривой дифференциальной за-

писи – экзоэффект с размытым максимумом, причём температура в зоне реакции превы-

шала 1100 К (рис. 2).

281

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Эндотермический эффект плавления образующегося хлорида магния

ΔН =43,16 кДж/моль компенсируется теплом реакции (4), и поверхность каустического

магнезита обволакивается пленкой расплавленного хлорида магния, минуя стадию твёр-

дофазного хлорирования.

Изучение кинетики процесса хлорирования в кварцевом сосуде диаметром 40 мм

(Т=1253 К) показало, что при эквимольном соотношении оксида углерода и хлора, по-

даваемых в реакционную зону, степень использования хлора невелика. Резкий рост сте-

пени использования хлора (рис. 3, кривая 1) достигается увеличением содержания ок-

сида углерода в газовой фазе и в интервале соотношений P

=3÷4 этот параметр

достигает величины 95…98 %. Скорость хлорирования оксида магния (VMgО), по мере

увеличения содержания оксида углерода в исходной смеси, возрастает и имеет максимум

при соотношении P

= 2 (рис. 3, кривая 2).

Процессы хлорирования оксидов, протекающие в хлоридных расплавах, как прави-

ло, лимитируются стадией массопереноса реагентов [6]. В пределах пограничного слоя

скорость стефановского потока не зависит от гидродинамических условий и всецело опре-

деляется условиями диффузии и стехиометрией потоков реагентов [7]. Можно допустить,

что установленное низкое использование хлора связано с закономерностями совместной

диффузии хлора и оксида углерода через плёнку жидкого хлорида магния к поверхности

оксида магния. Очевидно, в случае использования эквимольной смеси (Сl

CO), диффу-

зионный поток хлора через плёнку расплавленного хлорида магния превышает таковой

для оксида углерода, что обуславливает неполное использование хлора.

Опираясь на уравнения законов Фика и Генри, нами получено уравнение для расчёта

парциальных давлений хлора и оксида углерода в газовой фазе, обеспечивающих равно-

молекулярную доставку реагентов к межфазной границе:

()

() ()

22 2 2

11 1

Cl P Cl CO CO P CO CO

DK x P DK x P⋅⋅−⋅− ⋅⋅⋅−

δδ

. (5)

или

()

Cl P Cl CO P CO

KxDKx⋅⋅−=⋅⋅

, (6)

где

Используя экспериментально измеренные константы растворимости и коэффици-

енты диффузии газов [8–10], а также расчетные величины, полученные по уравнению

Стокса – Эйнштейна,

⋅

π⋅η⋅

, (7)

Рис. 2. Дифференциальная кривая нагрева-

ния магнезита в токе (Cl

+ CO)

Рис. 3. Зависимость степени использования

хлора Q

(1) и скорости хлорирования маг-

незита V

MgO

(2) от соотношения парциаль-

ных давлений Cl

и CO в реакционных газах

282

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

после соответствующей подстановки в (6),

было установлено соотношение хлора

и оксида углерода в газовой фазе, обеспе-

чивающее равенство их диффузионных по-

токов через плёнку жидкого хлорида к по-

верхности оксида магния: P

=3,35.

Полученное соотношение хорошо согласу-

ется с экспериментальной зависимостью

(рис. 3), что свидетельствует о коррект-

ности предложенной нами диффузионной

модели процесса.

В ходе дальнейшего исследования

процесса, осуществлявшегося на экспе-

риментальном реакторе с внутренним

диаметром 0,1 м, обнаружено, что с уве-

личением времени контакта газов и слоя

хлорируемого материала, отношение пар-

циальных давлений P

в исходной

смеси, при котором наступает максималь-

ное для заданных условий использование

хлора, уменьшается.

Значения P

максимального использования хлора представлены на рисун-

ке 4 в координатах P

–

, где

– время контакта газов и слоя магнезита, рассчитанное

из условий опыта.

Полученная зависимость имеет сложный вид, что, по-видимому, связано с измене-

нием особенностей массопереноса в изучаемой системе. При малом времени взаимодей-

ствия газов со слоем материала (< 8 с) максимальное использование хлора наблюдается

при P

> 3÷4 (участок аb), когда выполняется условие диффузионной стехиометрии

(рис. 5, а). В интервале времени контакта 8÷13 с происходит резкое снижение оптималь-

ного отношения P

до 2,1÷2,3 (участок bс). На участке cd диффузионный поток хло-

ра к поверхности каустического магнезита превышает поток оксида углерода, что, вслед-

ствие обратимости реакции хлорирования:

MgО + Сl

↔ MgCl

, (8)

приводит к достижению на поверхности оксида равновесных концентраций хлора и кис-

лорода [11], отвечающих уравнению:

0,0144

. (9)

Рис. 4. Зависимость отношения P

максимального поглощения хлора от вре-

мени контакта газов со слоем магнезита

Рис. 5. Схемы изменения концентраций растворенных газов в жидком MgCl

и приконтактных пленках при различных механизмах процесса хлорирования:

а) диффузионно-стехиометрческий механизм; б) диффузионно-гомогенный механизм

283

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Скорость процесса, а, следовательно, и степень использования хлора в этом случае

определяются диффузией кислорода в объёме расплава и последующей гомогенной реак-

цией взаимодействия его с растворённым оксидом углерода

2[CO] + [O

] →

2[CO

]. (10)

Исходя из этого, можно предположить, что в экспериментальных условиях, соответ-

ствующих участку сd, процесс хлорирования магнезита контролируется стадией гомоген-

ной реакции (10), протекающей в пленке жидкого MgCl

(рис. 5, б), и для увеличения

скорости реакции в соответствии с законом действующих масс необходим некоторый из-

быток оксида углерода.

Исследование процесса на пилотной установке

Разработка и испытание основных аппаратов и технологических режимов процесса

в приближенном к промышленному масштабе осуществлены на базе пилотной установки.

Основными аппаратами установки являлись реактор для хлорирования магнезита

газовой смесью хлора и оксида углерода и газогенератор, в котором из кислорода и вос-

становителя синтезировался оксид углерода. Установка также включала пылевую камеру

и рукавный фильтр для очистки отходящих из реактора технологических газов и аппа-

рат их дожигания, пылевую камеру и теплообменник для очистки и охлаждения оксида

углерода (генераторного газа). В состав установки входили вентиляторы высокого дав-

ления, обеспечивавшие движение техно-

логических газов, газовые коммуника-

ции, связывавшие аппараты установки,

контрольно-измерительная, регулирую-

щая и запорная арматура для управления

технологическим процессом, система

промышленного и сантехнического отсо-

сов и установка газоочистки.

Реактор хлорирования магнезита

(рис. 6) представляет собой стальной ци-

линдрический аппарат, футерованный

внутри шамотом. В вертикальной шах-

те (1), с внутренним диаметром 0,3 м

и высотой 2,0 м протекают основные

физико-химические процессы хлориро-

вания. На шахту установлен загрузочный

бункер магнезита (3), а сама шахта уста-

новлена на цилиндрический копильник

расплава (4). Рабочее пространство шах-

ты от копильника отделено решёткой (5),

через которую подаются реакционные

газы. Шахта оборудована газоотводным

патрубком (6) и взрывным клапаном (7).

Для выпуска расплава копильник обо-

рудован леткой (13). Нагрев расплава

в копильнике осуществляется двумя во-

доохлаждаемыми электродами (14). Хлор

и оксид углерода подаются в реактор че-

рез фурменный патрубок (15), располо-

женный в верхней части копильника. Для

чистки реактора в шахте и копильнике

имеются люки. Контроль температуры

осуществляется с помощью термопар (12),

располагаемых по высоте шахты и в объё-

ме копильника. Для замера и сигнализа-

ции уровня расплава копильник обору-

дован уровнемерами верхнего и нижнего

уровня расплава (16).

Рис. 6. Реактор хлорирования магнезита:

1 – шахта; 2 – конус; 3 – загрузочный бункер;

4 – копильник; 5 – решетка; 6 – газоотвод-

ный патрубок; 7 – взрывной клапан; 8 – люк;

9 – клапан; 10 – крышка; 11 – противовес;

12 – термопара; 13 – летка; 14 – электрод;

15 – фурма; 16 – уровнемер

284

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

После изготовления, монтажа и испытания аппаратов и трубопроводов установки

был осуществлён её постадийный запуск, сопровождавшийся сушкой футеровки, загруз-

кой и разогревом аппаратов и выводом их на паспортный технологический режим.

Для испытаний была поставлена партия природного магнезита Саткинского место-

рождения, массовая доля компонентов в котором составляла, %: MgО – 46,7; CaO – 0,5;

SіO

–0,3; Al

–0,06; Fe

–0,22. Магнезит предварительно был продроблен до фракции

20…30 мм и просушен. Для получения оксида углерода в газогенераторе использован пе-

ковый кокс (ГОСТ 3213–71), содержание золы и летучих в котором не превышало 1 %.

В освоенном стабильном режиме работы реактора в нижней зоне, над газораспредели-

тельной решёткой, температура поддерживалась в пределах 1153…1293 К (880…1020

С).

Эта зона являлась зоной реакции, в которой протекали экзотермические процессы хлориро-

вания обожженного магнезита, высота её составляла около 0,5…0,6 м. Над реакционной зо-

ной располагался слой магнезита, температура которого достигала 773–873 К (500…600

С).

В этой зоне осуществлялся процесс термического разложения магнезита с использовани-

ем тепла отходящих из зоны реакции газов. В верхней зоне происходил нагрев магнезита

и удаление влаги, температура в ней составляла 403…773 К (130…500

С).

С целью обоснования оптимального технологического режима работы реактора

были проведены эксперименты, результаты которых подтвердили кинетические зависи-

мости, полученные ранее на экспериментальной установке.

Для устойчивого ведения на установке процесса хлорирования при соотношении

в реакционных газах при P

= 2,3 и высоте реакционной зоны ~0,55…0,60 м была

принята скорость подачи хлора 5 нм

/ч (6,78⋅10

–2

м/с). При этом достигались практиче-

ски полное усвоение хлора и соответствующая ему удельная производительность аппара-

та равная 6,92 т MgCl

/м

в сутки.

Достигнутая удельная производительность при переходе на промышленный аппарат

с внутренним диаметром 3 м и сохранением высоты зоны реакции позволит получать

69,2 т расплава MgCl

в сутки.

Увеличение высоты реакционной зоны приведёт к пропор-

циональному росту производительности аппарата и при высоте реакционной зоны 1,0 м

(при соответствующем повышении газовой нагрузки), производительность промышлен-

ного аппарата составит 115,3 т дихлорида магния в сутки.

Качество получаемого расплава хлорида магния является одним из важнейших по-

казателей, определяющих эффективность разрабатываемой технологии. Массовая доля

компонентов получаемого в реакторе расплава дихлорида магния за период испытаний со-

ставляла, %: MgCl

– 97,0…98,8; СаCl

– 0,7…1,2; MgО – 0,3…0,6; SіO

– 0,008…0,04; Fe

об

–

0,001…0,006; Al – 0,001…0,004; SO

–

< 0,02. По содержанию основных примесей получае-

мый продукт полностью удовлетворял требованиям электролитического передела.

В ходе испытаний исследован состав, процесс накопления и удаления из реактора

непрохлорированного остатка. Изучены состав выходящих из реактора газов, пыли и воз-

гонов, зависимость их выхода при увеличении газовой нагрузки.

Таблица 1

Основные технико-экономические показатели процесса хлорирования магнезита

(на 1 т расплава 100 % MgCl

)

Наименование Хлорирование в присут-

ствии оксида углерода

Хлорирование в ШЭП

по старой технологии

1. Степень использования хлора, %

97…99 70…85

2. Степень извлечения магния

в готовый продукт, %

94…96 75…90

3. Удельная производительность,

т/м

⋅сутки

6,5…7,0 2,1…2,3

4. Удельный выход:

– шлака, кг/т

10…14 30…50

– пыли и возгонов, кг/т

28…32 50…70

5. Удельные нормы расхода:

– природного магнезита, т/т

0,94…0,96

(шихта сложного состава)

– хлора (100 % Cl

), т/т

0,77…0,80 0,95…1,2

– оксида углерода, т/т

0,71…0,73 –

– электроэнергии, кВт⋅ч/т

350…400 400…500

285

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

На основании снятого материального баланса были рассчитаны основные технико-

экономические показатели процесса, приведённые в таблице 1. Анализ результатов балан-

са и технико-экономических показателей процесса показывает, что, несмотря на высокую

степень извлечения магния в готовый продукт и использования хлора на хлорирование

оксида магния, всё же около 5 % указанных компонентов теряется с побочными продук-

тами (отходами) процесса. При более строгой организации технологического процесса

возможно некоторое снижение потерь магния и хлора с возгонами. Для повышения эф-

фективности использования хлора существуют и другие резервы: повышение степени

усвоения хлора в реакторе, переработка более чистого по содержанию примесей сырья,

более эффективное просушивание поступающего в процесс магнезита и восстановителя.

Тем не менее, опробованная технология, в сравнении с раннее существовавшей тех-

нологией хлорирования магнезита в ШЭПах (таблица 1), обладает существенными пре-

имуществами.

Выводы

Таким образом, результаты испытания пилотной установки по хлорированию маг-

незита газовой смесью хлора и оксида углерода продемонстрировали высокую эффек-

тивность разработанной технологии. Использование в процессе газообразного восста-

новителя, получаемого в специальном аппарате, позволяет повысить не только скорость

процесса хлорирования и его удельную производительность в 3 раза, но и степень исполь-

зования сырья и реагентов, обуславливая более высокую экономичность технологии.

Технико-экономическая оценка производства магния из расплава, получаемого

по интенсифицированной технологии, выполненная в сравнении с карналлитовой схе-

мой для варианта строительства новых мощностей показала, что себестоимость и при-

веденные затраты для разработанной технологии соответственно на 8 % и 7 % ниже, чем

для карналлитовой схемы.

ЛИТЕРАТУРА

1. Стрелец Х. Л. Металлургия магния/Стрелец Х. Л., Тайц А. Ю., Гуляницкий Б. С. –

М.: Металлургиздат, 1960. – 480 с.

2. Васютинский Н. А. О взаимодействии фаз в процессе хлорирования окислов/Ва-

сютинский Н. А.//Металлургия и химия титана. Сб. трудов Института титана. – 1970. –

Т. ІV. – С. 64–72.

3. Есин О. А. Физическая химия пирометаллургических процессов. Ч. 1/Есин О. А.,

Гельд П. В. – Свердловск: Металлургиздат, 1962. – 672 с.

4. Берг Л. Г. Введение в термографию/Берг Л. Г. – М.: Наука, 1969. – С. 54.

5. Печковский В. В., Исследование восстановления сульфата бария окисью углерода

при высоких температурах/Печковский В. В., Кетов А. Н.//Журн. прикл. химии. – 1960. –

т. 33 – С. 1719–1723.

6. Безворитний В. А. Хлорирование окиси магния в хлоридах щелочных метал-

лов/Безворитний В. А., Безукладников А. Б., Ступина А. М.//Цветные металлы. – 1972. –

№ 10. – С. 44–46.

7. Франк-Каменецкий Д. А. Диффузия и теплопередача в химической кинети-

ке/Франк-Каменецкий Д. А. – М. Наука, 1987. – 494 с.

8. Ивановский Л. Е. Газы и ионные расплавы/Ивановский Л. Е., Некрасов В. М. – М.:

Наука, 1979. – 184 с.

9. Рябухин Ю. М. Коэффициенты диффузии хлора, растворённого в расплавленных

хлоридах/Рябухин Ю. М.//Журн. физич. химии. – 1965. – т. 39. – вып. 12. – С. 2927–2931.

10. Укше Е. А. Газы в расплавленных солях/Укше Е. А., Леонова Л. С., Букун Н. Г. //Ион-

ные расплавы. Вып. 1-Киев: Наукова думка, 1974, С. 21–42.

11. Резников И. А. Термодинамика хлорирования окиси магния в расплавах/Резни-

ков И. А. – М: ЦНИИцветмет, 1958. – 84 с.

286

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

РАЗДЕЛ IV

ПРОИЗВОДСТВО

БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ

ВТОРОЙ МЕЖДУНАРОДНЫЙ КОНГРЕСС «ЦВЕТНЫЕ МЕТАЛЛЫ – 2010», 2–4 СЕНТЯБРЯ, РОССИЯ, Г. КРАСНОЯРСК

288

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск • Раздел IV • Производство благородных металлов

Практически все золотоносные руды являются упорными, переработка их требует

применения специальных технологий, зачастую дорогостоящих и многоступенчатых.

В решении проблемы рентабельной переработки золото-серебросодержащего сырья с ис-

пользованием альтернативных нецианидных растворителей участвуют все крупнейшие

компании мира, являющиеся производителями благородных металлов из руды. Анализ

тенденций и перспектив развития технологий переработки золото-серебросодержащих

руд показывает, что определенные успехи могут быть достигнуты при использовании

традиционных цианидных растворов, модифицированных различными интенсификато-

рами, в т. ч. микроорганизмами [1,2].

Исследована возможность прямого выщелачивания благородных металлов из золо-

тосодержащих руд месторождений Казахстана Кумисты, Варваринское и Акбакай. В ра-

боте представлены результаты выщелачивания руды химического состава, г/т: 2,0 Au;

0,125 Ag, а также, %: SiO

– 62,6; Al

– 14,0; Fe – 3,7; CaO – 2,8; MgO – 2,2; S – 1,2; As – 0,7;

Sb – 13,0; Cu – 0,005; Zn – 0,01; Co, Ni < 0,001. Минералы, составляющие основу пробы –

кварц и олигоклаз. Минералогический состав: кварц

-SiO

– олигоклаз (Ab

90–70

10–30

);

Ab – альбит NaAlSi

; An – анортит CaAl

– минерал группы плагиоклазов, кальцит

CaCO

в пробе находится как в тонкодисперсной форме так и крупно-кристаллический,

флогопит KMg

AlO

(ОН)

, мусковит KAl

AlO

(ОН)

в пробе фиксируется как тон-

кодисперсная присыпка на некоторых зернах кварца и олигоклаза. Присутствуют также

глаукофан Na

(Fe, Mg)

(OH)

– минерал группы амфиболов, рутил

-TiO

, ша-

мозит (Mg, Fe

, Fe

)

Al(Si

AlO)

(OH, O)

– минерал группы хлоритов, гематит Fe

Гидроокислы железа в пробе присутствуют в виде тонкодисперсной примазки на зернах

других минералов.

Эксперименты по прямому выщелачиванию благородных металлов из руд проводи-

ли как химическими, так и бактериальными растворами, агитационным способом усред-

ненной пробы сульфидной руды после ее дробления до +0 –5,0 мм. Гранулометрический

состав пробы по классам: +0 –2 мм – 20 %; +2 –5 мм – 80 %.

В лабораторных условиях поисковые эксперименты по химическому выщелачива-

нию благородных и цветных металлов из руд проведены индивидуальными растворами

цианида и тиосульфата натрия, а также смесями этих реагентов с концентрациями 0,03 М

и 0,05 М, примерно соответствующим практике работы золотоизвлекательных фабрик.

Эксперименты проводились в статическом режиме при скорости перемешивания

200 об./мин, соотношении Т

: Ж=1

: 2, времени контакта фаз на каждой стадии 8 ч в 3 ста-

дии. Выщелачивающие растворы готовили непосредственно перед экспериментом. Результа-

ты выщелачивания металлов из руд цианид-тиосульфатными растворами на первой стадии

показали, что растворы тиосульфата натрия при обычной температуре практически не вы-

щелачивают золото. Выщелачивание золота цианид-тиосульфатным раствором с концен-

трацией 0,05 М по скорости и степени выщелачивания в одинаковых условиях приближает-

ся к скорости выщелачивания 0,1 М цианидным раствором. Оптимальной концентрацией

цианид-тиосульфатного раствора при выщелачивании золота из руд является 0,03 М, при

которой степень выщелачивания примесных металлов минимальна. Степень выщелачива-

ния благородных металлов смешанными цианид-тиосульфатными растворами недостаточ-

но высока и в среднем увеличивается по серебру на 11 %, по золоту на 9 % по сравнению

индивидуальными растворами равной концентрации. Предварительными экспериментами

показана принципиальная возможность прямого выщелачивания цветных и благородных

металлов из руд цианид-тиосульфатными растворами. Для установления оптимальных ре-

жимов выщелачивания запланированы дополнительные эксперимен

тальные работы.

ПРЯМОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ БЛАГОРОДНЫХ

МЕТАЛЛОВ ИЗ УПОРНЫХ РУД КАЗАХСТАНСКИХ

МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Г.В. Семенченко, А.С. Мукушева, Л.Л. Осиповская

АО «Центр наук о Земле, металлургии и обогащения»,

г. Алматы, Республика Казахстан

289

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск • Раздел IV • Производство благородных металлов

Вторая серия экспериментов проведена с использованием комплексного растворите-

ля, включающего микроорганизмы. В состав бактериальной системы растворения входили

цианид натрия (х

), роданид калия (х

), аминокислота серин (х

) и смешанная популяция

гетеротрофных микроорганизмов (х

). Выбор композиции сложного растворителя был

сделан на основании предыдущих исследований, в которых было установлено, что геторо-

трофные бактерии способны образовывать роданид в присутствии цианида и сульфидов,

таким образом, этот интермедиат всегда присутствует при бактериальном выщелачивании

сульфидных руд. Концентрации всех составных частей комплексного растворителя и их ва-

риации были выбраны с использованием данных предварительных исследований и в со-

ответствии с математическим планированием эксперимента, для чего были составлены

план – матрицы дробного 4-х факторного эксперимента биохимического выщелачивания.

Алгоритм расчета уравнений регрессии приведен в предыдущих работах [3, 4].

Условия экспериментов: навеска руды – 50 г, Т

: Ж= 1

: 2, интенсивность перемеши-

вания – 200–250 об/мин, длительность 1 стадии выщелачивания – 8 часов, количество

стадий – 3. План-матрица и полученные данные приведены в таблице 1. По результатам

экспериментальных данных были рассчитаны уравнения регрессии для процесса выще-

лачивания.

= 1,0 – 0,33х

– 4,1х

– 6,7х

– 3,9х

(1)

= 1,7 + 1,2х

– 2,0х

– 2,8х

+ 2,2х

(2)

= –13,4 + 3,7х

+ 7,0х

+ 17,6х

– 9,4х

(3)

= –8,6 + 18,5х

– 29,7х

+ 38,1х

– 9,4х

(4)

= –1,1 – 1,6х

+ 38,1х

+ 6,3х

– 30,8х

(5)

= –1,1 + 1,9х

–1,5х

+ 3,5х

+ 15,8х

(6)

= –2,0 + 0,5х

+ 1,6х

– 0,1х

+ 1,28х

(7)

= – 0,9 – 0,16х

+ 0,7х

+ 0,4х

+ 0,28х

(8)

Анализируя полученные уравнения можно отметить, что при использовании слож-

ных растворителей для выщелачивания золота наилучшие результаты в первые 8 часов

выщелачивания были достигнуты при равных молярных концентрациях цианида, рода-

нида, серина (0,04 моль/дм

) и 10

кл./см

количестве бактерий. Следует отметить, что

результат достигнут при нижнем уровне факторов и, как следует из уравнения (1), даль-

нейшее понижение концентраций до определенного уровня будет способствовать улуч-

шению ситуации.

аилучшее извлечение серебра и марганца в начальный этап выщелачивания от-

мечено при соотношении цианид: роданид: серин = 2,5

1 молей и повышенной

до 10

кл./см

концентрации бактерий, причем, основными факторами выщелачивания

следует считать количества цианида и бактерий (уравнения 2,6).

При молярном соотношении цианид: роданид: серин = 2,5

: 2,5

: 1 и концентрации

бактерий 10

кл./см

наиболее эффективно выщелачиваются медь, железо, цинк (уравне-

ния 3, 4, 5). Наивысшая равномолярная концентрация всех компонентов системы раство-

рения способствует выходу в раствор никеля и кобальта (уравнения 7, 8).

В последующие 8 часов тенденция в отношении извлечения золота, серебра и меди

сохраняется, в отношении сопутствующих металлов претерпевает изменения. Так, для

железа больший вес приобретает фактор цианида, для цинка – содержание роданида

и аминокислоты.

Таким образом, показана принципиальная возможность использования комплекс-

ного растворителя для прямого биохимического выщелачивания цветных и благородных

металлов из руд, при этом наибольшее значение имеют факторы количества цианида

и бактерий. Как видно из данных таблицы 2, наилучшее соотношение компонентов слож-

ного выщелачивающего раствора было для золота – 1

: 1

: 10

, для серебра – 2,5

: 1

: 10

(варианты 1 и 4).

Мфтериалы Второго Международного Конгресса. Цветные металлы - 2010

Подождите немного. Документ загружается.