WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!


На правах рукописи

Халезов Борис Дмитриевич

ИССЛЕДОВАНИЯ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕДНЫХ И МЕДНО-ЦИНКОВЫХ РУД

Специальность 05.16.02 – «Металлургия черных, цветных и редких металлов»

Автореферат Диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Екатеринбург, 2008

Работа выполнена в ГУ Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук, Унипромедь, Гидроцветмет

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор Окунев Аркадий Иванович доктор технических наук, профессор Аренс Виктор Жанович доктор химических наук, профессор Марков Вячеслав Филиппович

Ведущая организация: Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им.

И.В.Тананаева Кольского научного центра РАН

Защита состоится 24 апреля 2008 в 13 часов на заседании диссертационного совета Д 004.001.01 при ГУ Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук по адресу: 620016, г. Екатеринбург, ул. Амундсена, 101.

С диссертацией можно ознакомиться в Центральной научной библиотеке УрО РАН.

Автореферат разослан «____»_________2008 года

Ученый секретарь диссертационного совета Д 004.001.01 доктор технических наук Дмитриев А.Н.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ



Актуальность проблемы.

За последние десятилетия произошло значительное истощение запасов богатых руд. Отсюда - необходимость поиска и внедрения новых способов производства металлов из нетрадиционных источников сырья. К таким источникам следует отнести окисленные, бедные сульфидные и богатые труднообогатимые руды цветных металлов. Некондиционные руды накапливаются в отвалах, а в недрах месторождений остаются в качестве горных потерь. Указанное сырье исчисляется многими миллиардами тонн, содержит десятки миллионов тонн цветных металлов.

Отвалы забалансовых и некондиционных руд, а также «отработанные» месторождения являются долговременным источником загрязнения окружающей среды за счет самопроизвольного выщелачивания из них меди, цинка, свинца, молибдена, мышьяка и других металлов. Наиболее рациональный по нашему мнению способ избавить от пагубного влияния таких объектов на окружающую среду - это интенсифицировать естественный процесс выщелачивания путем организации кучного и подземного выщелачивания (КВ и ПВ). Только после принудительного выщелачивания можно рекультивировать отвалы и консервировать рудники.

В ведении предприятий и геологоразведочных организаций имеются сотни разведанных месторождений, которые не отрабатываются по различным причинам: повышенная окисленность рудных минералов, низкое содержание полезных компонентов, сложные горно-технические условия, маломощность месторождений и т.д. По тем же причинам тысячи месторождений и рудопроявлений оставлены на стадии поисковых геологоразведочных работ. Значительная часть перечисленных рудоносных объектов представляет практический интерес для разработки их геотехнологией, т. к. критерии пригодности вышеуказанных объектов для эксплуатации КВ и ПВ принципиально иные, нежели для разработки их традиционными способами.

Представленная работа в определенной мере решает указанные задачи.

Цель работы.

1. Изучить сырьевую базу и вещественный состав медных и медно-цинковых руд, кинетику растворения основных медных и цинковых минералов и на основании полученных данных разработать оптимальные режимы выщелачивания основных ценных составляющих из различных генетических типов руды.

2. Усовершенствовать существующие и разработать новые способы наиболее полного извлечения меди и цинка из растворов выщелачивания руд с получением качественных конечных продуктов.

3. Разработать, испытать и внедрить экологически наиболее совершенные технологические схемы кучного выщелачивания забалансовых и балансовых труднообогатимых руд.

4. В результате обобщения опыта исследований и промышленных испытаний технологических схем разработать критерии пригодности руд различных типов месторождений для переработки их кучным выщелачиванием.

Научная новизна.

1. Разработаны критерии предварительной оценки благоприятности руд к выщелачиванию изучением вещественного состава руд.

2. Методом вращающегося диска изучена кинетика растворения основных медных и цинковых минералов. Определен диффузионный режим растворения изучаемых минералов в водных растворах серной кислоты. Предложены методы интенсификации растворения минералов.

Полученные данные были использованы при технологических исследованиях выщелачивания руд и научного объяснения полученных результатов.

3. Впервые с применением метода матричного планирования экспериментов разработан способ последовательного изменения режимов выщелачивания рудного сырья (КВ) по кислотности выщелачивающих растворов (г·дм-3), плотности орошения (отношение объёма выщелачивающего раствора к весу орошаемой руды (дм3/т) и паузе между орошениями (, сут), позволяющий оптимизировать процесс перевода металлов в раствор с целью получения минимального расхода реагентов, получения кондиционных продукционных растворов (ССu 0,5 г·дм-3) при максимально возможных при этом темпах выщелачивания.

4. Установлена математическая зависимость извлечения меди (E,%) от продолжительности выщелачивания (3 ,сут), что позволяет прогнозировать уровень извлечения меди при любой заданной продолжительности выщелачивания с учетом крупности руды.

5. В лабораторных и промышленных условиях КВ изучено поведение железо- и серуокисляющих микроорганизмов. Разработаны предложения по активации их жизнедеятельности с целью интенсификации выщелачивания рудных минералов путем выращивания биомассы в культиваторах с последующей подпиткой выщелачивающих растворов этой биомассой, а также аэрацией растворов и желательным повышением температуры в теле отвала до оптимальных значений 25-32оС 6. Разработаны оригинальная конструкция барабанного цементатора и способ извлечения меди в барабанном цементаторе. В результате в десятки раз повышена интенсивность извлечения меди из растворов по сравнению с другими способами, снижен расход железного скрапа, повышено качество цементационного остатка, механизирован процесс обезмеживания растворов.

7. Впервые разработан гидросульфидный способ извлечения меди и цинка из растворов КВ и рудничного притока. Способ позволяет получить как коллективный медно-цинковый концентрат, так и селективно извлечь медь и цинк в одноименные качественные концентраты, содержащие 50% меди и цинка.

8. Впервые установлены критерии благоприятности применения кучного выщелачивания для месторождений различных типов руд с учетом географоэкономических, геологических, горно-технических, инженерногеологических, экологических и технологических факторов, изложенных в виде рекомендаций.

Практическая значимость работы.

1. Впервые выполнено широкомасштабное целенаправленное исследование сырьевой базы медных и медно-цинковых руд для КВ, состоящее из опробования существующих отвалов различными способами (по поверхности, бурением, глубокими траншеями), отбором из карьеров проб текущих забалансовых руд. Анализ полученных данных позволил оценить масштабы сырьевой базы изучаемых объектов.

2. Сделаны выводы и рекомендации по подготовке объекта к кучному выщелачиванию – степени дробления руд перед складированием их в блоки или ненужности такого дробления, а также по способу отсыпки отвалов и ограничению их высоты.

3. Впервые на примере Джезказганского месторождения предложено выщелачивать флексурные зоны, не поддающиеся отработке традиционными горными работами. На примере медистых песчаников Приуралья предложено селективно выщелачивать медь содовыми растворами из высококарбонатных окисленных руд.

4. Разработка и внедрение барабанного цементатора нашей конструкции решили проблему интенсивного и механизированного способа извлечения меди из растворов.

5. Исследования аммиачного способа получения оксида цинка из гипсогидратных кеков шлакохранилищ медных и цинковых рудников открывает возможность переработки подобного техногенного сырья при одновременном решении экологической проблемы – ликвидации экологически опасных объектов, содержащих токсичные тяжелые цветные металлы.

6. Рекомендовано использовать загрязненный различными примесями медный электролит или другие отходы серной кислоты, что снижает эксплуатационные затраты как на КВ, так и в цикле электролизного производства.

7. Впервые в отечественной практике построены и освоены опытные, опытнопромышленные и промышленные участки КВ руд различных промышленногенетических типов.

Основные положения, выносимые на защиту.

1. Методические особенности изучения вещественного состава руд с применением минералогических, петрографических, химических, фазовых и физических методов анализа, позволяющие а priori сделать прогноз благоприятности выщелачивания того или иного типа руды.

2. Результаты изучение кинетики растворения медных и цинковых минералов в сернокислых средах, на основании которых приняты научно обоснованные направления технологических исследований по выщелачиванию с соответствующей интенсификацией перевода в раствор требуемых компонентов руды.

3. Разработанный способ последовательного изменения режимов выщелачивания руд по концентрации кислоты в орошающих растворах (CH SO4, г·дм-3), плотности орошения руды (дм3/т) и паузе между орошениями руды (, сут), позволяющий поддерживать оптимальный режим процесса на каждом этапе обезмеживания руды.

4. Усовершенствование процесса цементации в результате разработки оригинальной конструкции барабанного цементатора и способа обезмеживания в нем медьсодержащих растворов, позволяющее ускорить процесс в несколько раз по сравнению с цементацией меди в других аппаратах применяемых в мировой практике, достичь извлечения меди на 95-98%.

5. Гидросульфидный способ извлечения цинка из сложных высокожелезистых растворов, позволяющий селективно извлекать цинк в качественный концентрат, отвечающий техническим требованиям предприятий, перерабатывающих цинковые концентраты.

6. Разработка, испытание и внедрение технологических схем кучного выщелачивания медных и медно-цинковых руд различного состава с извлечением меди и цинка и полным оборотом технологических растворов.

Апробация работы.

Основные результаты работы доложены на следующих форумах.

1. II и III Всесоюзные конференции по геотехнологическим методом добычи полезных ископаемых (Москва, 1975, 1983).

2. Международный научный семинар «Современные аспекты микробиологической гидрометаллургии» и Международные учебные курсы «Микробиологическое выщелачивание металлов из руд» (Москва – София, 1982).

3. Вторая национальная научно-техническая конференция с международным участием «Технологические, технико-экономические и экологические проблемы минеральной биотехнологии» (Болгария, Пазарджик, 1986).

4. Международный семинар «Кучное и подземное бактериальное выщелачивание металлов из руд» (Ленинград, 1987).

5. Научно-техническое совещание «Процессы вскрытия, химического обогащения и выщелачивания трудно перерабатываемого сырья цветных и редких металлов» (Новосибирск, 1987).

6. Международная научно-техническая конференция «Проблемы извлечения благородных металлов из руд, отходов обогащения и металлургии» (Екатеринбург, 1998).

7. Научный симпозиум «Неделя горняка». (Москва, 1999, 2002, 2004, 2005) Публикации Основное содержание диссертации изложено в 182 печатных работах Личный вклад автора.

Научное руководство тематикой по кучному и подземному выщелачиванию забалансовых и некондиционных медных и медно-цинковых руд. Постановка задач, планирование и проведение теоретических и экспериментальных исследований, формулировка научных выводов проведены лично автором диссертационной работы. Руководство и непосредственное личное участие автора при опытно-промышленных испытаниях и промышленном внедрением научных разработок по теме диссертации.

Автор выражает глубокую благодарность коллегам и соавторам, принимавшим участие в выполнении всего комплекса исследований и практической реализации научных разработок.

Структура и объем диссертации.

Диссертация состоит из введения, шести глав, заключения, приложения на 5 страницах и списка цитируемой литературы. Содержит 479 страниц машинописного текста, включая 136 рисунков и 154 таблицы. Список использованной литературы включает 245 наименований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

В первой главе изложена историческая справка и краткий обзор зарубежной и отечественной практики КВ и ПВ медных руд.

Мировая практика КВ и ПВ медных руд, как метода физико-химической геотехнологии, насчитывает в настоящее время многие десятки участков, производящих несколько сотен тыс. т меди в год.

КВ и ПВ перерабатываются главным образом окисленные и смешанные руды, содержащие от 0,1 до 3 мас. % меди. Во всех случаях применяются сернокислые растворы. Основной способ извлечения меди – цементация на железном скрапе в аппаратах различной конструкции, а также экстракция.

Во второй главе изучена сырьевая база медных и медно-цинковых руд для геотехнологии. Опробованы отвалы с целью изучения вещественного состава руд, а также подстилающих пород с целью определения возможности выщелачивать отвалы на месте залегания без перевалки на специально подготовленные площадки. При сравнении результатов опробования отвалов меднопорфировых (алюмосиликатных) руд, отсыпанных железнодорожным транспортом, по поверхности, бурением и шурфами получены аналогичные данные по вещественному составу руд. Из результатов опробования отвалов медноколчеданных руд, отсыпанных послойно автомобильным транспортом и конвейером, следует, что медь и цинк из поверхностного слоя подверглись самопроизвольному выщелачиванию на 50-70%. Таким образом, для отвалов алюмосиликатных руд рекомендовано поверхностное опробование, а для старогодних медно-колчеданных – на всю глубину отвала.

Только на тринадцати детально обследованных месторождениях пригодных для геотехнологии насчитываются миллиарды тонн руды, содержащие более миллионов тонн меди и цинка.

Наличие в рудах окисленных и вторичных медных и цинковых минералов, метаколлоидность руд, повышенная трещиноватость породно-рудной массы и сохранение фильтрационных свойств в процессе выщелачивания, инертность вмещающих пород к воздействию кислых растворов, незначительное количество глинистых фракций являются признаками, благоприятствующими выщелачиванию.

Примером руд чрезвычайно благоприятных для КВ являются забалансовые коунрадские окисленные медно-порфировые руды по следующим критериям:

меди в оксидах 40-46 отн.%; прожилково-вкраплённая структура и повышенная трещинноватость способствуют проникновению растворов вглубь куска руды;

основа минерального состава вмещающих пород – вторичные кварциты инертные к воздействию кислых растворов; наличие кислоторастворимых трехвалентных форм железа(лимонита FeO·OH), способствующее окислению сульфидных форм меди ионами Fe3+; незначительное содержание кислотопоглощающих минералов Ca, Mg, Na ( 0,45 мас.%); небольшое количество(~ 7%) крупных фракций(-1000+400мм), выщелачивание из которых замедлено, а также небольшое количество мелких фракций (-2+0 мм), повышенное количество которых затрудняет перколяцию растворов. Смешанные и сульфидные руды этого месторождения, основу которых составляют вторичные сульфиды меди (халькозин), также отнесены к категории благоприятных.

Примером руд малоблагоприятных для КВ являются смешанные забалансовые кальмакырские руды: низкая степень окисленности медных минералов отн.%; содержание класса глин (<0,005 мм) ~ 7%, тонких фракций (-0,05 мм) до 30%, и фракций -10+0 мм – до 60%; содержатся минералы группы монтмориллонита, которые при контакте с водными растворами увеличивают свой объем в несколько раз, резко снижая тем самым перколяцию растворов через отвал;

горная масса содержит до 30% активно кислотопоглощающих минералов – биотита, карбонатов, гидраргилита, полевых шпатов. Сульфидные руды данного месторождения, обладающие теми же свойствами и имеющие халькопиритовую минерализацию, отнесены к неблагоприятным для КВ.

В третьей главе изучена кинетика растворения наиболее распространенных минералов медных и медно-цинковых руд, имеющих промышленное значение: оксиды - цинкит (ZnO), малахит (CuCO3Cu(OH)2), азурит (2CuCO3Cu(OH)2), куприт (Cu2О), хризоколла (CuSiO3nH2O); сульфиды - халькопирит (CuFeS2), халькозин (Cu2S), сфалерит (ZnS).

Автор преследовал цель изучить скорость и определить режим растворения указанных минералов и на основании этого выявить условия интенсификации их растворения.

В опытах применяли методику вращающегося диска. Для растворения использовали растворы серной кислоты, феррисульфат железа, кислород воздуха, гуминовые вещества и микроорганизмы Th. Ferroxidans, т.к. именно эти реагенты главным образом принимают участие в условиях КВ и ПВ медных и медноцинковых руд.

Окисленные минералы. На рисунке 1 во всех случаях наблюдается прямолинейная зависимость V от n, что характерно для диффузионного режима. Полученные в опыте величины скоростей растворения значительно ниже теоретических, рассчитанных по коэффициентам диффузии серной кислоты. Исключение составляют величины скоростей растворения цинкита в слабых растворах серной кислоты до 0.3 мольдм-3 (табл. 1). Расхождение рассчитанных скоростей и полученных в опытах, объясняется образованием «пленок» продуктов реакции на поверхности растворяемых образцов, создающих мощный «диффузионный экран». Максимум V от CH SO4 для всех минералов различен (рис.2). В слабых растворах H2SO4 = 0,005 – 0,1 моль·дм-3 интенсивность растворения увеличивается в ряду: хризоколла, малахит, азурит, куприт, цинкит (рис.2, 3).

Рис.1. Зависимость скорости растворения окисленных минералов от интенсивности вращения диска:

CH SO4 = 0,05 моль·дм-3; Т = 298 К (кривые 1,2,3,4,5);

Т=318К(кривые 1',2') Таблица Значение скоростей растворения минералов (V107, мольсм-2с-1) от CH SO4 при, n = 62.8 радс-1, Т = 298 К CH SO4, цинкит куприт азурит малахит хризо- V, (рассчитана по Кдиф колла H2SО4) мольдм-0.005 0.547 0.159 0.110 0.124 0.061 0.0.01 - 0.260 0.264 0.145 0.090 0.0.05 4.690 0.625 0.550 0.388 0.20 3.0.1 - 2.000 0.970 0.610 - 6.0.2 14.100 3.490 - - - 13.0.25 - - 3.000 0.965 - 13.0.3 18.540 2.710 - - 0.410 - 0.4 18.150 - - - - - 0.5 - 2.260 4.305 - - 27.1.0 18.300 1.880 5.580 2.200 1.120 65.1.5 - 1.570 - - - - 2.0 18.050 1.360 - - 2.010 135.3.0 14.500 1.200 6.670 2.340 1.500 - 4.0 7.500 1.087 6.550 2.620 0.900 - 5.0 4.000 - - - - - 8.0 0.940 - - - 0.3Выявленная зависимость V от CH SO4 также свидетельствует о диффузионном режиме процесса растворения. Кажущиеся энергии активации (рис.4) составляют от 14 до 29 кДж·моль-1 (3,3 – 6,9 ккал·моль), которые характерны для диффузионного режима.

Рис.3. Зависимость скорости растворения Рис.2. Зависимость скорости растворения минералов от концентрации серной киминералов от концентрации серной кислоты:

слоты:

n = 62,8 рад·с-1; Т = 298 К n = 62,8 рад·с-1; Т = 298 К Скорость растворения цинкита до CH SO4 = 0.3 мольдм-3 (рис. 2) контролируется диффузией серной кислоты, что подтверждается расчетами по уравнению диффузионной кинетики (табл. 1). В области концентрации кислоты 0.3-мольдм-3 медленным звеном является, по-видимому, диффузия продукта реакции - ZnSO4 от поверхности диска в объем раствора.

Рис.5. Зависимость скорости раствоРис.4. Зависимость скорости расрения куприта и хризоколлы от контворения окисленных минералов центрации Fe3+:

(lgV) от обратной температуры:

n = 62,8 рад·с-1; Т = 298 К; CH SO4 = n = 62,8 рад·с-1; Т = 298 К; CH SO4 = 0,0,05 моль·дм-3 (1,3); CH SO4 = 0,моль·дм-моль·дм-3(2) Одним из доказательств этого предположения является различие коэффициентов диффузии H2SO4 и ZnSO4, величина которых в разбавленных растворах при Т = 298 К составляет соответственно 2.6510-5 и 0.7810-5 см2с-1. Дальнейшее понижение скорости растворения при увеличении концентрации серной кислоты более 2 мольдм-3 вызвано уменьшением растворимости сульфата цин2ка в растворах, содержащих общий ион SO4 (высаливающее действие).

При растворении малахита и азурита выделяется СО2 согласно реакции, например, малахита: CuCO3Cu(OH)2 + 2H2SO4 = 2CuSO4 + СО2 + 3Н2О.

Выделяющийся углекислый газ покрывает поверхность диска «газовой вуалью», препятствуя диффузии растворителя к поверхности диска. Однако, чем больше температура, тем сцепление пузырьков газа с поверхностью минерала становится слабее (вуаль тоньше и подвижнее). Отсюда более четкая зависимость скорости растворения малахита от интенсивности перемешивания (кр. 2', рис. 1). Скорость растворения азурита и малахита в слабых растворах серной кислоты 0.005 мольдм-3 незначительно отличаются друг от друга (табл. 1, рис.

3). В более крепких растворах серной кислоты скорость растворения азурита увеличивается быстрее и, начиная с CH SO4 0.25 мольдм-3, достигает трехкратной величины по сравнению со скоростью растворения малахита. Такое различие в скоростях растворения объясняется различной агрегатной структурой образцов этих минералов. На диске малахита четко видны фигуры травления, являющиеся одним из характерных признаков диффузионного процесса. На образце малахита эти фигуры травления более глубокие, чем у азурита, и вся поверхность диска в процессе растворения становится шероховатой. Последнее обуславливает то, что поверхность малахита постоянно покрыта значительно более толстым и менее подвижным слоем «газовой вуали», чем поверхность азурита. Несколько завышенные кажущиеся энергии активации, полученные в опытах (29 кДжмоль-1), объясняются уменьшением сцепления пузырьков газа с поверхностью испытуемого образца при повышении температуры и соответственно уменьшением диффузионного сопротивления, создаваемого газовой вуалью (рис. 4).

Зависимость скорости растворения хризоколлы от интенсивности перемешивания, концентрации растворителя и сравнительно небольшая кажущаяся энергия активации 22 кДжмоль-1 однозначно свидетельствуют о диффузионном характере процесса (рис. 1-4). Скорость растворения во всем диапазоне концентраций серной кислоты ниже теоретически рассчитанной на порядок величин. Причиной тому является образование на поверхности диска геля кремнекислоты в соответствии с химизмом процесса:

CuSiO3H2O + H2SO4 = CuSO4 + SiO2 +2H2О. Гель прочно удерживается на поверхности образца и создает диффузионный экран. До CH SO4 = 2 мольдм-скорость растворения контролируется диффузией растворителя. В более крепких растворах за счет упрочнения поверхностной пленки геля, увеличения вязкости раствора и уменьшения растворимости продуктов реакции процесс контролируется, по-видимому, отводом продуктов реакции. Наличие феррисульфата в растворах (рис.5) резко уменьшает скорость растворения из-за сорбционной способности гелеобразной пленки кремнекислоты, которая, как следует из микроскопических исследований, оказалась «пропитанной» гидроксидами железа. Наличие железоокисляющих микроорганизмов в растворе также пассивирует поверхность минерала. Микроорганизмы концентрируются на хорошо развитой поверхности геля, снижая тем самым скорость диффузии через нее.

Через трое суток растворения хризоколлы в среде микроорганизмов скорость на целый порядок величин меньше, чем без микроорганизмов. Введение хлор-иона резко уменьшает отрицательное влияние микроорганизмов, жизнедеятельность которых в данном случае подавляется.

Максимум скорости растворения куприта находится в области концентрации серной кислоты 0.2 мольдм-3. Скорость растворения контролируется подводом реагента. Диффузия ограничена пленкой металлической меди, образующейся на поверхности диска в результате реакции диспропорционирования:

Cu2О + H2SO4 Cuмет. + CuSO4 + Н2О.

В области концентрации серной кислоты более 0.2 мольдм-3 процесс, повидимому, контролируется диффузией продуктов реакции (перегиб 3+ кривой на рис. 2) через пленку меди. Изучено влияние окислителя - ионов Fe (рис. 5).

Скорость растворения куприта до концентрации ионов Fe3+ - 1 г-иондм-3 возрастает в 10 раз за счет растворения экранирующей пленки и становится сопоставимой со скоростью, рассчитанной по коэффициентам диффузии H2SO4. Понижение скорости растворения при CFe более 1 г-иондм-3 вызвано изменением 3+ режима диффузии. Процесс контролируется диффузией продуктов реакции от поверхности диска. Величина энергии активации куприта 26 кДжмоль-1 характерна для диффузионных процессов, осложненных пленками продуктов реакции на растворяемой поверхности образцов.

Все изученные окисленные минералы меди и цинка растворяются в диффузионном режиме.

Окисленные минералы по возрастанию скорости растворения в слабых растворах серной кислоты (до 0.2 мольдм-3) выстраиваются в ряд: хризоколла, малахит, азурит, куприт, цинкит. Для интенсификации растворения минералов желательны активный массообмен между раствором и твердым, повышенные температуры. Из других условий выщелачивания применительно к рудам можно рекомендовать следующие: хризоколльные руды - CH SO4 2 мольдм-3, подавление жизнедеятельности микроорганизмов добавками в раствор хлор иона, очистка оборотных растворов от ионов железа; цинкит-малахитазуритсодержащие руды - CH SO4 = до 1 мольдм-3; купритсодержащие руды - CH SO4 = до 0.2 мольдм-3, добавки окислителя (Fe3+), железоокисляющие микроорганизмы.

Сульфидные минералы Реакции окисления сульфидов чаще всего многостадийные с получением различного рода промежуточных продуктов. Таковой при растворении халькопирита и сфалерита в растворах сульфата окиси железа является элементная сера, а халькозина - ковеллин и сера, образующиеся на поверхности минерала и создающие диффузионное ограничение. Поскольку основным фактором, лимитирующим процесс растворения, является элементная сера, в работе использовали не только кислые растворы сульфата окиси железа, но и микроорганизмы Th. Ferrooxidans, способные окислять в присутствии кислорода не только ионы двухвалентного железа, но также серу.

Была проведена серия опытов для изучения влияния концентрации гуминовых веществ (Сг) от 0.25 до 1.0 гдм-3. Металл, вступая во взаимодействие с гуминовыми кислотами, вытесняет водород из части кислых функциональных групп и образует комплексную соль, входя в анионную часть молекулы.

И, наконец, проведены опыты в так называемом «комбинированном» реагенте, который содержал Н2SО4 = до 0.05 мольдм-3, Fe3+= 0.1 г-иондм-3, тионовых бактерий 106-107 клсм-3 и гуминовых веществ в пересчете на углерод = 1– 200 мг·дм-3.

В присутствии окислителя Fe3+= 0.05 г-иондм-3 халькопирит различных генетических типов месторождений растворяется с разными скоростями (табл.2, рис.6). Это объясняется как структурными особенностями различных образцов CuFeS2, так и наличием примесей, способствующих возникновению гальванических пар. Зависимость V от интенсивности перемешивания очевидна. Однако при повышенных оборотах эта зависимость нарушается. Причиной тому - образование пленки серы при растворении халькопирита:

CuFeS2 + 2Fe2(SO4)3 CuSO4 + 2S° + 5FeSO4.

Рис.6. Зависимость скорости растворения халькопирита от интенсивности перемешивания:

CFe = 0.1 г-ион·дм-3; Т = 33+ К; CH2SO4 = 0.05 моль·дм-3;

1,2,3,4,5 –номера образцов халькопирита (табл. 2):

В качестве пояснения следует указать, что при повышенных оборотах диска (например, при 100 радс-1) скорость растворения образца в первые моменты достаточно велика и поверхность диска практически сразу же блокируется элементной серой.

Диффузионное сопротивление столь велико, что скорости растворения халькопирита по сравнению с оксидами меди на 3 порядка ниже (табл. 1, 2).

Таблица Значение скоростей растворения халькопирита (V109, мольсм-2с-1) при различной интенсивности перемешивания: а) Fe3+ = 0.1 г-иондм-3; H2SO4 = 0.мольдм-3; б) Fe3+ = 0.1 г-иондм-3; рН = 1.8; Th.Ferrooxidans 107-108 клсм-3; Т = 308 К; в) гумины 0.5 гдм-3; Fe3+ = 0.1 г-иондм-3; H2SO4 = 0.05 мольдм-3; Т = 3К; г) «комбинированный реагент» n, n, Номер образцов халькопирита, наименование месторождения, условия n об/мин опытов: а, б, в, г радс-радс-1. Талнах 2. Маднеули 3. Саяк 4.Коунрад 5. Турья а б а б а б в г а б а б 150 15.7 3.94 0.0125 0.1040 0.0108 0.0105 0.0090 0.0132 0.022 0.048 0,006 0,008 0.002 0.0600 62.8 7.93 0.0160 0.1900 0.0236 0.0480 0.0180 0.0400 0.054 0.152 0,013 0,020 0.003 0.11000 104.6 10.23 0.0130 0.0782 0.0160 0.0350 0.0170 0.0200 0.097 0.180 0,009 0,018 0.003 0.0На рисунке 7 показано, что в присутствии микроорганизмов в количестве 107-108 клсм-3 скорость растворения минералов возрастает в среднем в 2 раза по сравнению с растворением халькопирита только в присутствии ионов Fe3+.





Было замечено, что в тех опытах, в которых содержание микроорганизмов спонтанно повышалось до 109 клсм-3 скорости растворения увеличивались в и даже в 50 раз.. Перегиб кривых на рисунке 7 наблюдается также как и ранее на рисунке 6.

Кроме того, микроорганизмы при повышенных оборотах диска не могут закрепиться на твердой поверхности и снизить тем самым диффузионное сопротивление путем растворения пленки элементной серы. Добавка гуминовых веществ в раствор до 0.5 гдм-3, действующая как комплексообразователь, способствует возрастанию скорости в среднем еще в 2.5 раза (рис.8) по отношению к величине скорости растворения в присутствии микроорганизмов (табл.2). И, наконец, «комбинированный реагент» позволяет увеличивать скорость растворения в 5-10 раз (рис. 9) по 3+ сравнению с результатами, полученными в присутствии в растворах только Fe (рис.6).

Рис.7. Зависимость скорости растворения халькопирита от интенсивности перемешивания ( n ) в бактериальной среде: Thiobacillus ferrooxidons 108 клеток/см3; CFe = 0.1 г3+ ион·дм-3, Т = 308 К, 1,2,3,4 –номера образцов халькопирита (табл. 2).

На рисунке 10 представлены численные значения кажущейся энергии активации. Чрезмерное повышение наклона на правых участках кривых 2, 3 объясняется тем, что увеличение температуры от 308 до 318 К приводит к увеличению проницаемости пленки серы, структура пленки заметно изменяется. Таким образом, при повышении температуры увеличиваются коэффициенты диффузии, и одновременно изменяется структура поверхностной пленки растворяемого образца.

Рис.9. Зависимость скорости растворения халькопирита от интенсивности перемеРис.8. Зависимость скорости расшивания ( n ) в различных растворитетворения халькопирита от конценлях (образец 3, табл. 3):

трации гуминовых веществ (обра1 - CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; CFe = 0.1 г3+ зец 3, табл.2):

ион·дм-3; Т=308К; 2 – бактериальная среCH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; CFe = 0.1 г3+ да; CFe = 0.1 г-ион·дм-3; Т=308К; 3 - 3+ ион·дм-3; n = 62,8 рад·с-1; Т = 298 К CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; CFe = 0.1 г-ион·дм3+ ; Сг =0.5 г·дм-3; Т=308 К; 4 – комбинированный реагент, Т=308К Рис.10. Зависимость скорости растворения халькопирита (lgV) от обратной температуры в различных растворителях (образец 3, табл.2) 1 - CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; CFe = 0.3+ г-ион·дм-3; 2 - CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3;

CFe = 0.1 г-ион·дм-3; Сг = 0,5 г·дм-3;

3+ 3 – «комбинированный реагент» Изменение одновременно двух параметров дает скачек скорости растворения в области температур 308-318 К. Отсюда завышенные значения кажущейся энергии активации на правых участках кривых 2, 3, равные соответственно 60 и 84 кДж моль-1.

Повышение температуры до 328К приводит к снижению реакционной способности гуминов и гибели микроорганизмов, чем и объясняется уменьшение наклона кривых 2, 3. Отсюда понижение кажущихся энергий активации до 1525 кДж моль-1 (3.6-6 ккал моль-1).

Из рисунка 11 следует, что даже при низкой концентрации Fe3+ =0.01 г-ион дм-3 скорость растворения халькозина на 1.5 порядка выше, чем при использовании кислорода при Р = 0.1 мПа. Процесс осложнен образованием пленки промежуточного продукта реакции - ковеллина: Cu2S + 1/2О2 + H2SO4 CuS + CuSO4 + Н2О.

Рис.11. Зависимость скорости раствоРис.12. Зависимость скорости расрения халькозина от интенсивности творения халькозина от конценперемешивания ( n ):

трации серной кислоты:

1 - CH2SO4 = 0,1 моль·дм-3; P = 0,1 мПа;

OТ=298 К; n = 41,8 рад·с-1; P = OТ=298К; 2 - CH2SO4 = 0,1 моль·дм-3; CFe = 3+ 0.1 мПа 0,01 г-ион·дм-3; Т=298К Лимитирующей стадией процесса (рис. 12) при незначительном давлении кислорода 0.1 мПа является диффузия H2SO4 через пленку ковеллина до CH2SO4 = 2 мольдм-3. Далее процесс контролируется либо скоростью отвода продуктов реакции от поверхности образца в объем раствора, либо уменьшением диффузии кислорода в более плотной среде раствора серной кислоты. Установлено, что скорость растворения халькозина в присутствии Fe3+ не зависит от концентрации кислоты, которая необходима только в таком количестве, при котором предотвращается гидролиз железа (рН< 2). Повышение концентрации Fe3+ от 0.01 до 0.1-0.2 г-ион дм-3 увеличивает скорость растворения в 10 раз (рис. 13).

До CFe = 0.2 г-ион дм-3 скорость растворения контролируется диффузией ио3+ нов Fe3+ через пленку серы, и далее, по-видимому, отводом продуктов реакции:

Cu2S+2Fe2(SO4)3=4FeSO4+2CuSO4+S°.

Кажущиеся энергии активации (рис. 14), близки и составляют величину от 33 до 44 кДж моль-1 (7.9 - 10.5 ккалмоль-1), что характерно для диффузионных процессов, осложненных промежуточными продуктами реакции растворения.

В опытах по растворению халькозина в присутствии микроорганизмов, выращенных на сере (среда Ваксмана), обнаружено интенсифицирующее действие микроорганизмов за счет растворения пленки серы, образующейся на поверхности диска.

Халькозин следует отнести к самому легковыщелачиваемому из сульфидных минералов. Скорость его растворения соизмерима со скоростью растворения окисленных минералов меди (0.х10-7 мольсм-2с-1).

Сфалерит, как большинство сульфидов растворяется с образованием серы по реакции: ZnS + Fe2(SO4)3 ZnSO4 + 2FeSO4 + S°.

Повышение концентрации Fe3+ в растворе от 0.02 до 0.2 г-иондм-3 увеличивает скорость растворения сфалерита в 2 раза (рис.15).Добавка в эти же растворы гуминовых веществ до 5 гдм-3 увеличивает скорость растворения в раза (рис. 16).

Рис.13. Зависимость скорости раство-3+ Рис.14. Зависимость скорости рения халькозина от концентрации Fe : растворения халькозина (lgV) от обратной температуры:

CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; n = 62,8 рад·с-1;

n = 83,5 рад·с-1; 1 – PO = 0.1 мПа;

Т=298 К 2 - CFe = 0.01 г-ион·дм-3 ; 3 - CFe 3+ 3+ = 0.1 г-ион·дм-Рис.16. Зависимость скорости расРис.15. Зависимость скорости растворения творения сфалерита от концентрасфалерита от концентрации Fe3+:

ции гуминовых веществ:

CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; Т=308 К; n = 62,CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; CFe =0,3+ рад·с-г·ион·дм-3; n = 62,8 рад·с-1; Т=308К Максимальная скорость растворения, как и при растворении халькопирита, достигается в среде комбинированного реагента (рис. 17). Некоторое замедление скорости при повышенных оборотах диска объясняется неблагоприятными гидродинамическими условиями для микроорганизмов. Энергии активации (рис. 18) характерны для диффузионного режима. Завышенная экспериментальная кажущаяся энергия активации - 67 кДж моль-1 в диапазоне температур 298-308 К (кр. 3, рис. 18) в присутствии Fe3+, микроорганизмов и гуминовых веществ связана с повышением активности микроорганизмов при достижении оптимальной температуры для них -308 К и соответственно ускоренным растворением пленки элементной серы. Таким образом, повышаются коэффициенты диффузии реагентов и продуктов реакции, и увеличивается скорость растворения элементной серы на поверхности минерала. Итог этого - повышение скорости растворения при одновременном изменении нескольких параметров.

Дальнейшее повышение температуры от Т=308 до Т=318 К приводит к резкому снижению активности микроорганизмов, стабилизации пленки элементной серы на поверхности растворяемого образца и, как следствие, уменьшение кажущейся энергии активации. Максимальная скорость растворения сфалерита составляет 0.х·10-9 мольсм-2с-1 и превышает скорость растворения халькопирита (при прочих равных условиях) в 3 раза.

Рис.17. Зависимость скорости растворения сфалерита от интенсивности перемешивания ( n ) при Т = 3К:

1 – CFe =0,02 г-ион·дм-3; CH2SO4 = 0,3+ моль·дм-3; 2 - CFe =0,02 г-ион·дм-3;

3+ CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; СГ – 0,5 г·дм-3;

3 – «комбинированный реагент» Сульфидные минералы - халькопирит, сфалерит, халькозин растворяются в диффузионном режиме, осложненном образованием на поверхности минералов пленки серы и ковеллина, как промежуточных продуктов реакции. Ряд минералов по возрастанию скорости растворения: халькопирит, сфалерит, халькозин.

Лучшие результаты растворения минералов получены в растворе, содержащем: Fe3+ = до 0.1 г-иондм-3, гуминовые вещества 1-5 гдм-3, рН = 1.5-1.8, железо и серуокисляющие микроорганизмы 109 клсм-3 при оптимальных температурных условиях для их развития (25-32С). Во всех случаях требуется интенсивный массообмен. Эти рекомендации следует отнести к выщелачиванию всех сульфидных руд.

Рис.18. Зависимость скорости растворения сфалерита (lgV) от обратной температуры в различных растворителях при n -62,8 рад·с-1:

1 - CFe = 0.02 г-ион·дм-3; CH2SO4 = 0,3+ моль·дм-3; 2 - CFe = 0.02 г-ион·дм-3;

3+ CH2SO4 = 0,05 моль·дм-3; Сг = 0,5 г·дм-3;

3 – «комбинированный реагент» В четвертой главе изучено перколяционное выщелачивание руд, включая три этапа: поисковый, укрупненно-лабораторный и полупромышленный. Вес проб в каждом перколяторе составлял соответственно 1-5; 15; 3000-24000 кг, а крупность -10, -30, -400мм. Характеристика руд в таблицах 3, 4, 5, 6.

Таблица Химический состав руд, масс. %.

Тип руды Cu/Zn Fe S SiO2 Al2O3 CuO MgO г/т,% Au/Ag, г/т Окисленная 0.46 2.10 1.08 69.78 16.08 0.27 0.45 - Смешанная 0.58 3.30 2.85 74.76 16.20 0.03 0.04 - Сульфидная 0.40 2.52 2.10 65.14 14.30 0.86 0.33 - Смешанная I 0.41 5.10 0.08 52.34 15.49 1.10 3.27 Se/Te, 0.35/7.

Смешанная II 0,36 5.75 1.30 56.70 15.17 1.07 3.20 г/т 55/Окисленная 0,94 9.25 0.45 32.12 16.32 13.15 6.72 P2O5, <0,1/3.14% Смешанная 0,69 15.11 2.01 38.50 15.76 8.93 1.84 P2O5, 0.15/5.

1.6% Окисленная 0,39 4.33 0.13 66.30 14.20 2.00 1.45 Mo, - 0.009% Окисленная 0,40 1.05 0.10 91.00 2.67 0.34 1.53 Ga, 0.18/1.

6.50% Окисленная шах- 0.61 4.25 0.12 72.00 7.64 сл. 1.52 MnO, 0.02/ты 3 бис 0.31% Сульфидная 0.52 3.52 0.33 63.38 11.97 3.47 1.41 MnO, 0.03/шахты 3бис 0.27% Балансовая суль- 0.67 2.76 0.61 62.70 11.16 4.19 2.10 MnO, 0.02/фидная шахты 44 0.Чалковская окис- 0.16 2.97 0.01 65.00 12.08 10.50 2.26 Mo, -/ленная 140г/т Гирьяльская 5.50 1.70 0.05 63.90 - 8.79 0.65 - -/3окисленная Каргалинская 9.75 1.64 0.46 57.60 8.55 4.55 1.07 K+Na, -/окисленная 2.63% Юговская суль- 0.28 3.47 1.08 - 9.31 7.48 2.84 Mo, - фидная 170г/т Забалансовая 0.27/0. 34.00 38.52 11.82 7.27 - 0.07 - окисленная Забалансовая 0.32/0. 16.16 16.04 43.92 8.00 0.98 0.98 - - сульфидная Балансовая суль- 3.77/3. 36.01 42.83 6.23 0.67 Cd- Pb- In-10г/т 0.63/фидная кристал- 59 0.03 0.28 лическая Балансовая суль- 1.63/5. 32.17 39.69 7.37 0.33 Cd- Pb- Tl-56г/т 0.64/фидная метакол- 64 0.03 0.70 лоидная ское ское ковское кыррадское АктогайВолКальмаКоунж хандское кое Месторождение ки Приуралья Николаевское Медистые песчаниДжезказгансМаландПродолжение таблицы Тип руды Cu/Zn Fe S SiO2 Al2O3 CuO MgO г/т,% Au/Ag, г/т Балансовая суль- 1.41/2.5 36.68 43.37 4.50 1.10 0.63 0.53 Cd-50г/т - фидная смешанная 0.29/0.8 5.94 4.54 35.6 7.13 - - Cd- 2/9.4 200г/т Таблица Результаты рационального анализа руд на соединения меди и цинка Содержание меди/цинка Тип руды В оксидах Во вторич- В первич- Сумма фаз ных суль- ных сульфидах фидах мас. отн. мас. отн. мас. отн. мас. отн.

%, %, %, %, %, %, %, %, окисленная 0.20 40.5 0.23 45.7 0.07 13.8 0.50 1смешанная 0.08 15.1 0.44 83.0 0.01 1.9 0.53 1сульфидная 0.04 10.2 0.32 82.0 0.03 7.8 0.39 1смешанная I 0.14 32.6 0.14 32.6 0.15 34.8 0.43 1смешанная II 0.07 18.8 0.12 32.5 0.18 47.7 0.37 1окисленная 0.71 74.7 0.09 10.1 0.14 15.20 0.94 1Смешанная 0.21 30.4 0.31 44.9 0.17 24.7 0.69 1окисленная 0.33 84.6 0.02 5.10 0.04 10.3 0.39 1окисленная 0.30 73.8 0.05 13.1 0.05 13.1 0.40 1Окисленная 0.47 76.7 0.12 19.3 0.02 4.0 0.61 1шахты 3 бис сульфидная 0.06 11.5 0.42 81.0 0.04 7.5 0.52 1шахты 3 бис Балансовая 0.02 3.0 0.56 83.3 0.09 13.7 0.67 1сульфидная шахты Чалковская 0.140 87.3 0.009 5.8 0.011 6.9 0.16 1окисленная Гирьяльская 5.337 97.0 0.133 2.4 0.030 0.6 5.50 1окисленная Каргалин- 9.354 96.0 0.374 3.8 0.024 0.2 9.75 1ская окисленная Юговская 0.013 4.6 0.112 39.3 0.160 56.1 0.285 1сульфидная нала кое Месторождение тернацио- мольсИм. III Ин- Комсоское кое ское ское ское месторождение ДжезказМаланд- Акто- Вол- КальКоунМедистые песчаники Приуралья ганское жхандгайс- ков- макыррадПродолжение таблицы Содержание меди/цинка Тип руды В оксидах Во вторич- В первичных Сумма фаз ных сульфи- сульфидах дах мас. отн. мас. отн. мас. отн. мас. отн.

%, %, %, %, %, %, %, %, окисленная 0.21 77.5 0.4 15.0 0.02 7.5 0.27 1сульфидная 0.02 6.4 0.07 22.6 0.22 71.0 0.31 10.07 28.0 – – 0.19 72.0 0.балансовая 0.23 5.8 0.47 11.8 3.26 82.4 3.96 1кристалличе- 0.73 20.1 – – 2.87 79.9 3.ская балансовая 0.19 11.7 0.7 42.9 0.74 45.4 1.63 1метаколло- 1.30 23.3 – – 4.3 76.7 5.идная балансовая 0.04 2.8 0.21 14.7 1.18 82.5 1.43 1сульфидная 0.32 12.7 – – 2.21 87.3 2.смешанная 0.05 17.2 0.07 24.2 0.17 58.6 0.29 1Таблица Физические данные руд Удельный Насып- Влаго- Пористость Пористость местовес, г·см-3 ной вес, ёмкость, рудной отдельных рожде- Тип руды (-0.149мм) г·см-3 дм3/т массы, кусков руние мас.% ды, масс.% Коун- окисленная 2.75 1.50 – – – радское смешанная 2.70 1.50 76 44.5 – сульфидная 2.65 1.50 88 43.5 – Кальма- смешанная I 2.70 – 150 52.0 кырское смешанная II 2.75 1.49 168 45.5 Волков- окисленная 1.782.70-2.80 22-30 – – ское смешанная 2.Актогай- 2.60 1.66 80 – окисленная ское Джезказ- окисленная 2.50 1.48 47 40 ганское сульфидная 2.60 1.48 40-50 43 0.Никола- окисленная 3.37 – – – 14-евское сульфидная 2.94 1.90 101 – – балансовая 4.23 – – – кристаллическая балансовая ме- 4.21 – – – 5-таколлоидная Николаевское месторождение ИнтернамольИм. III Комсоционала ское Таблица Гранулометрический состав руд (пробы для лабораторных исследований и полупромышленных испытаний) Фракции, мм Тип руды -400 -200 -100 -50 -50 -30 -25 -10 -5 -+200 +100 +50 +30 +25 +10 +10 +5 +1 +окисленная 52.0 12.8 29.смешанная – – – – – – сульфидная -58.3 -15.9 -32.окисленная сульфидная 16.9 33.0 17.7 – 8.5 – 7.1 7.1 9.– – – – – 58.2 – 13.0 28.смешанная I – – – – – 49.6 – 14.4 28.смешанная II окисленная – – – – – 12.9 – 32.9 42.1 12.смешанная – – – – – 68.1 – 15.0 9.0 7.окисленная 22.8 8.0 6.6 – 19.8 – 14.4 9.9 18.50.9 17.2 10.2 – 6.8 – 5.6 2.3 7.смешанная – 14.1 26.5 – 30.0 – 10.0 19.окисленная окисленная – 25.5 49.4 – 24.1 1.0 окисленная – – – – – 70.0 – 19.3 10.окисленная ш.3бис – – – – – 72.3 – 7.5 11.2 9.сульфидная ш.3бис – – – – – 72.2 – 8.7 10.0 9.балансовая суль16.5 32.5 17.5 8.5 – 10.9 – 4.0 5.фидная ш.окисленная – – – – – – – 42.3 24.2 33.сульфидная забалансовая суль– – – – – 32.4 - 16.2 28,1 23,фидная забалансовая 20.1 - 14.9 17.0 38.окисленная балансовая кри– – – – – 70.6 29.4 – сталлическая балансовая мета– – – – – – 76.5 23.5 – коллоидная забалансовая 45.0 10.4 - 11.1 – 2.2 9.3 10.5 11.сульфидная балансовая мета16.9 10.2 9.9 – 7.4 – 8.7 7.2 39.коллоидная месторождение ское хандское гайское кырское кое Маландж- АктоВолковКальмаКоунрадсуралья чаники Приганское Медистые песДжезказНиколаевское Продолжение таблицы Тип руды Фракции, мм -400 -200 -100 -50 -50 -30 -25 -10 -5 -+200 +100 +50 +30 +25 +10 +10 +5 +1 +балансовая – – 76.8 – 13.8 – 4.1 1.7 3.сульфидная сульфидная (от– – – 24.9 34.0 41.вал №1) сульфидная (от– – – 40.0 28.9 8.7 22.вал №2) сульфидная (от39.7 35.7 7.6 17.вал №3) Медно-порфировые руды (алюмосиликатные).

На стадии поисковых исследований выщелачивания коунрадских окисленных и сульфидных руд установлено, что величины независимых факторов находятся в интервалах: пауза между орошениями -=2-7сут; плотность орошения -Q=30-70 дм3/т руды; начальная концентрация кислоты в растворе - CH2SO=5-25г·дм-3 (рис 19).

На втором этапе методом матричного планирования экспериментов определяли оптимальные режимы на различных стадиях обезмеживания руды (таблица 7, рис. 20 и 24).

Таблица Оптимальные параметры выщелачивания руд и математическая зависимость t извлечения меди (Е) от продолжительности выщелачивания ( ).

Месторож- Тип Стадия Оптимальные параметры Расход Зависимость E,% дение руды обезме- выщелачивания H2SO4, t от, сут живания т/т Cu руды,% Q, дм3/т , сут.

, г·дм-CH SOКоунрад- окис- 9 53 4.6 4.8 t E=12.8( -2) ское ленная 50 53 5.0 3.(=-400мм) 60 51 5.4 1.70 50 5.7 1.суль- 12 50 5.5 10.0 4-t E=11.6( -2) фидная 47 46 6.2 7.( =-400мм) 55 44 6.5 4.70 38 7.2 1.Кальма- сме- 10 60 3.5 17.0 t Е=7.3· кырское шанная 30 57 3.5 13.( =-400мм) I 50 55 4.0 9.70 40 7.0 3.сме- 10 50 5.5 50.0 t Е=6.93· шанная 30 46 6.3 10.( =-400мм) II 50 42 9.2 3.70 40 13.0 1.месторождение Рудник им. III КомсомольИнтернационала ское Продолжение таблицы Месторож- Тип Стадия Оптимальные параметры Расход Зависимость дение руды обезме- выщелачивания H2SO4, t E,% от, сут живания т/т Cu руды,% Q, , сут.

CH SO4, дм3/т г·дм-Волковское окис- 090 6020 1.53 102 5-6 t Е=16.6( лен2.6) ная ( =-30мм) t Е=6.16( 1.9) ( =-400мм) сме- 070 4030 23 52 t Е=5.шан( =-30мм) ная t Е=1.( =-400мм) Актогай- окис- 080 5040 13 51 2.ское ленная Маладж- окис- 080 4020 1.53. 105 4 t Е=20( -1.5) хандское лен- ( =-30мм) ная Е=28.6( t 3.05) ( =-200мм) Джезказ- суль- 15 50 3 t Е=17.8( ганское фид- 50 40 5 4.2) ная 80 30 7 10-( =-30мм) Е=5.2( t -4.2) ( =-400мм) окис- 090 50 1.5 5 3-4 t Е=26.7( -2) ленная ( =-30мм) t Е=8.47( 1.8) ( =-400мм) сме- 090 5035 3.5 105 t Е=21( -3.7) шан( =-30мм) ная t Е=6.7( -4.2) ( =-400мм) Медистые окис- 090 60 0.3-0.CNa CO3 Na2COпесчаники ленная 100г·дм-3 3.Приуралья Продолжение таблицы Месторож- Тип Стадия Оптимальные параметры Расход Зависимость дение руды обезме- выщелачивания H2SO4, t E,% от, сут живания т/т Cu руды,% Q, , сут.

CH SO4, дм3/т г·дм-Николаев- окис- 60 60 1.5 0 0.ское ленная 85 50 3.5 балан- 080 40 3.5 1 0.совая сульфидная метаколлоидная Комсомоль- суль- - 50-100 20 0 ское фидная Рудник им.III суль- 70 15-20 <1 0 t ECu=4.9( Интернацио- фидная 1.2) нала t (проба 3) EZn=6.1( 1.2) ( =-150мм) а б в Рис. 19 Зависимость извлечения меди (1) и удельного расхода кислоты (2) от , Q, CH2SO4 при выщелачивании коунрадских забалансовых руд:

a - t=75сут, CH2SO4 =25 г·дм-3, Q=140см3/кг;

б - t=20сут, CH2SO4 =25г·дм-3, =2сут;

в - t=34сут, Q=70см3/кг, =2сут.

Рис.20. Зависимость оптимальных уровней факторов (Q, , C) от степени извлечения Рис.21. Зависимость извлечения меди меди (Е) при выщелачивании окисленной и удельного расхода кислоты от про(а) и сульфидной (б) забалансовой руды должительности выщелачивания Коунрадского месторождения.

сульфидной руды Коунрадского месторождения различной крупности:

1.6-400; 2.5-200; 3.4-100мм Прямолинейная зависимость Е от t (рис.22 б и в) (начиная с уровня извлечения меди ~ 10%) выражается формулами:

Е,% = 11.6·( t -2.2), Е,% = 12.8·(3 t -2) – для окисленной и Е,% = 9.1·(3 t -2), Е,% = 11.6·(3 t -2) - для сульфидной руды соответственно с оборотом и без оборота головных растворов.

Установлено, что для увеличения концентрации меди без потери темпов выщелачивания допустимо делать один оборот головных растворов до 10-20%ного уровня обезмеживания руды.

Рис.22. Зависимость извлечение меди из окисленной (а) и сульфидной руды (б) Коунрадского месторождения от продолжительности выщелачивания: 1.3-без оборота головных растворов; 2.4 – с оборотом головных растворов; крупность руды – 400мм Под действием выщелачивающих растворов руда самоизмельчается (декрипитирует), результатом является вынос илов (<0.07мм). Наличие илов в продукционных растворах затрудняет извлечение меди из растворов.

Определена продолжительность отстаивания растворов до остаточного содержания илов 0.05г·дм-3 (рис.23). Полученные данные использованы при расчете промышленных прудков – сборников технологических растворов.

Рис.23. Зависимость продолжительности отстаивания растворов до 0.05 г·дм-3 твердого от исходной концентрации илов при различной дозировке полиакриламида (ПАА):

1-48; 2-24; 3-12; 4-6;5-0 г·м-В верхних слоях колонны с рудой спонтанно развиваются микроорганизмы Th. Ferrooxidans до концентрации 105-107кл·см-3, в следствие чего содержание Fe3+ в растворах постепенно увеличивается от 0.1-0.5 до 5-7 г·дм-3. Данное обстоятельство способствует окислению сульфидной части руды и снижает расход серной кислоты.

Обезмеженный продукционный раствор аэрировали и из культиватора вносили 1-2дм3 биомассы с концентрацией 1010кл·см-3. Перед орошением раствор содержал до 108 кл·см-3. Полученные результаты интенсификации выщелачивания сульфидов полностью согласуются с данными кинетических исследований.

В остатках от выщелачивания оксидов меди уменьшилось на 86.1%, вторичных сульфидов – на 80%, первичных сульфидов – на 28.2%. В состав оставшихся в руде оксидов входят в основном исходные невыщелоченные окисленные минералы меди, содержащиеся внутри крупных кусков руды, и оксиды, блокированные веществами вторичного минералообразования (гипсом, основными сульфатами железа и ярозитами). В составе вторичных сульфидов меди – собственно исходные вторичные минералы, главным образом ковеллин, как один из наиболее «упорных» для выщелачивания, и ковеллин – как промежуточный продукт окисления халькозина и борнита. Первичные сульфиды меди (халькопирит) выщелачивались в основном из тонких фракций руды и поверхностных слоев крупных фракций. Результаты данной серии опытов подтверждают прогнозы о благоприятности медно-порфировых руд Коунрадского месторождения для геотехнологии, высказанные ранее при изучении вещественного состава руд.

Интенсивность выщелачивания меди 0.13 – 0.17% и 0.07 – 0.1% в сутки, а расход кислоты 3 и 6 т/т меди соответственно для окисленных и сульфидных руд.

Отличительной особенностью смешанных кальмакырских руд является:

пониженное содержание оксидов меди, повышенное количество тонких фракций и кислотоемких минералов, а также большая влагоемкость (табл. 3,4,5,6).

Оптимальные режимы выщелачивания изменяются в более широких пределах (рис.24) по сравнению с таковыми для коунрадских руд (рис.20).

Рис.24. Зависимость оптимальных уровней факторов от степени извлечения меди при выщелачивании смешанной руды I(а) и II(б) Кальмакырского месторождения.

Применение достаточно крепких сернокислых растворов (до 50 г·дм-3) на первоначальных стадиях выщелачивания диктуется повышенным расходом кислоты на нейтрализацию породообразующих таких, как биотит, карбонаты кальция и магния, гидраргиллит.

Интенсивность выщелачивания в значительной мере зависит от крупности руды (рис.25).

Установлена зависимость Е из смешанных кальмакырских руд от t (рис.26, табл.7). Извлечение до семидесяти процентов меди из руды промышленной крупности (-400 мм) достигается за 900-1000 суток выщелачивания.

Подтвержден прогноз повышенной кислотоемкости руды на основании изучения вещественного состава. Удельный расход кислоты 8-11 кг на 1кг меди.

Смешанные забалансовые руды Кальмакырского месторождения следует отнести к умеренно благоприятным для технологии.

Рис.25 Зависимость продолжительности Рис 26. Зависимость извлечения меди из выщелачивания от крупности кальмакырсмешанных руд I и II Кальмакырского ской руды II на уровне 70%-ного извлечения месторождения от продолжительности меди:

выщелачивания (крупность руды– - максимальный размер куска в пробе ру400мм).

ды, мм Особенностью волковских руд является повышенное содержание крупных фракций и пониженное - мелких фракций (табл.6). Данная особенность объясняется повышенной «крепостью» вмещающих пород габбро. Для таких руд интенсивность выщелачивания существенно зависит от крупности (рис.27, 28).

Рис.28. Зависимость извлечения меди из забалансовых руд Волковского месторожРис.27. Зависимость продолжительности выщелачивания окисленных руд Волков- дения от продолжительности выщелачивания ского месторождения от крупности руды 1 – крупность руды – 30 мм; 3 – 400мм до уровня 70% извлечения меди.

(окисленная руда);

2 – крупность руды – 30мм; 4 – 400мм(смешанная руда).

Из расчетов следует, что из дробленной до – 30мм окисленной руды 70% меди извлекается в течение 314 сут. (0.22%/сут), из -400мм – 2330сут. (0.03%/сут.), что соответствует 314:180сут. = 1.74 сезона и 2330сут:180сут. = 13 сезонам выщелачивания (180сут. – продолжительность сезона КВ в течение теплого времени года).

Для смешанной руды продолжительность выщелачивания составит соответственно 9и 335 лет. Последнее, естественно, неприемлемо для практики.

Следовательно, перед КВ окисленные руды желательно, а смешанные обязательно дробить до – 30-50мм. Низкие темпы выщелачивания смешанной руды соответствуют прогнозам, высказанным при изучении вещественного состава руд.

Совместно с ИМиО (Казахстан) проведены испытания КВ окисленных руд Актогайского месторождения на пробе 1200т при крупности руды -200мм (рис.29). На начальном этапе выщелачивания за счет оборота головных растворов получены продукционные растворы, содержащие меди 11.9 г·дм-3 и пригодные для электролитической переработки. Далее поддерживали оптимальные режимы выщелачивания (табл.7), при которых испытано извлечение меди цементацией и экстракцией. Рекомендовано при разработке месторождения на стадии вскрышных работ окисленные забалансовые руды, количество меди в которых >300 тыс.т., складировать на подготовленные площадки и осуществлять КВ.

Работа по выщелачиванию окисленных руд разведываемого Маланджхандского месторождения Индии проведена в соответствии с межправительственным соглашением. Из расчетов следует, что руды чрезвычайно благоприятны для КВ (табл. 7). Причем продолжительность выщелачивания незначительно зависит от крупности руды и составляет 166, 776 и 200 суток из руды крупности -30, -50 и -200мм соответственно. Индийской стороне выданы практические рекомендации для переработки КВ ежегодно по 1.5 млн. т руды с получением соответственно 6000т меди в год.

Рис.29. Схема цепи аппаратов опытной установки кучного выщелачивания меди из окисленной забалансовой руды Актогайского месторождения:

1 – блок руды, 2 – приемный бак растворов выщелачивания, 3 баки-отстойники, 4 – насосы, 5 – прудок хвостовых растворов, 6 – запорная арматура, 7 – бак-смеситель, – бак серной кислоты, 9 – ящичные экстракторы, 10 – реэкстракторы, 11 – баки для флотации экстрагента, 12 – бак для отмывки экстрагента, 13 – электролизер, 14 – бакотстойник, О – органическая фаза, В – водная фаза.

Медистые песчаники. Окисленные отвальные руды Джезказганского месторождения не представляют каких-либо затруднений для выщелачивания, в то время как темпы выщелачивания сульфидных руд при прочих равных условиях минимум в 5 раз ниже (рис. 30 и 31, табл.7) и требуют для наиболее активного окисления сульфидов добавок Fe3+ до 5г·дм-3.

Рис.31. Зависимость извлечения меРис.30. Зависимость извлечения меди из ру- ди из руд Джезказганского местороды Джезказганского месторождения и ждения от продолжительности выудельного расхода кислоты от продолжи- щелачивания:

тельности выщелачивания:

1 и 1 окисленная руда, - 30мм и 1 – окисленная руда, - 30мм; 2, 2 - смесь - 400мм; 2 и 2 - смесь окисленной и окисленной и сульфидной руды, - 30мм; сульфидной руды, - 3мм и - – сульфидная руда, - 30мм; 4, 4` - суль400мм; 3 – сульфидная руда, - 30;

фидная руда, - 400мм.

4 – сульфидная руда, - 400мм.

Для решения задачи выщелачивания флексурных зон, меди в которых >6% от запасов Джезказганского месторождения проведены исследования совместного выщелачивания окисленных и сульфидных руд. Нижняя часть перколятора загружена сульфидной рудой, верхняя – окисленной. Достоинством такого способа является выщелачивание без добавок окислителя Fe3+. При перколяции орошающих растворов через верхний слой окисленной руды происходит растворение лимонита, генерирующего ионы трехвалентного железа. Сульфиды меди, содержащиеся в нижнем слое руды, окисляются свежеобразованным реагентом Fe3+. Из окислений руды промышленной крупности -400мм интенсивность выщелачивания за сезон составляет не менее 8%, а из смешанной –3%. И, тем не менее, выщелачивание флексурных зон Джезказганского месторождения практически приемлемо.

Выщелачивание сульфидных руд достаточно активно наблюдается только из дробленых до -30мм. Крупнокусковые сульфидные руды следует отнести к неблагоприятным для геотехнологии. Последнее можно объяснить тем, что руды Джезказганского месторождения в процессе выщелачивания слабо декрипитируют и имеют низкую пористость. Следовательно, доступ выщелачивающих растворов к минералам, находящимся внутри кусков руды затруднен.

Оксиды меди из карбонатных руд медистых песчаников Приуралья активно и селективно растворяются в крепких растворах углекислой щелочи (Na2CO3, K2CO3) с образованием комплексов:

малахит – Cu2[(OH)2(CO3)]+3Na2CO3+3H2O=2Na2[Cu(CO3)2]·3H2O+2NaOH (1) азурит – Cu3[(OH)2(CO3)2]+4Na2CO3+3H2O=3Na2[Cu(CO3)2]·3H2O+2NaOH (2) тенорит – CuO+2Na2CO3+4H2O=Na2[Cu(CO3)2]·3H2O+2NaOH (3) хризоколла – CuSiO3·2H2O+2Na2CO3+2H2O= Na2[Cu(CO3)2]·3H2O + 2NaOH+SiO2 (4) Рис.32. Зависимость извлечения меди от продолжительности выщелачивания руды Чалковского месторождения медистых песчаников западного Приуралья 3при паузе () = 1.4 сут; Q=60см /кг;

Т=25С, CNa CO3 : 1-10; 2-20; 3-50;

4-100г·дм-3.

На примере руд Чалковского месторождения показано, что наибольшая интенсивность выщелачивания получена при CNa2CO3 =50-100г·дм-3 (рис. 32).

Применение кислотных растворов неприемлемо ввиду расхода H2SO4 до 300 т/т меди.

Содовое выщелачивание является селективным, расход соды близок к стехиометрии и составляет 3.5т на 1т меди. Карбонатные сульфидные руды, например, Юговского месторождения удовлетворительно выщелачиваются в щелочных растворах гипохлорита натрия:

CuS+4NaClО+Na2CO3+(NH4)2SO4=Cu(NH3)2CO3+Na2SO4+4NaCl+H2O+S0 (5) CuFeS2+ClO-+CO32-+2(NH4)++3OH-=Cu(NH3)2CO3 +2S0+Cl-+H2O+Fe(OH)3 (6) S0+ ClО-SO42-+Cl- (7) Медно-колчеданные руды. Исследовали четыре сорта руд Николаевского месторождения: забалансовые окисленные и сульфидные, балансовые кристаллические и метаколлоидные.

Окисленные руды выщелачиваются интенсивно без подкисления растворов. Донором серной кислоты является марказит, сульфиды меди и цинка. Затруднения при выщелачивании забалансовой сульфидной руды состоят в повышенной кальматации и в снижении тем самым скорости перколяции растворов. Получаются бедные растворы, содержащие меди ~ 0.1г·дм-3. Рекомендовано в практике подобные руды выщелачивать совместно с более богатыми или подавать бедные растворы для обогащения на отвалы руд с более благоприятными для выщелачивания свойствами.

Интерес к выщелачиванию балансовых метаколлоидных руд вызван тем, что эти руды неудовлетворительно поддаются флотации. Установлены оптимальные параметры выщелачивания руды (табл.7). Замечено, что повышение температуры до 35С интенсифицирует окислительные процессы за счет (в том числе) активного развития микрофлоры. При дальнейшем повышении температуры растворов затухает жизнедеятельность микроорганизмов и темпы выщелачивания снижаются, что согласуется с результатами кинетических исследований. Зависимость извлечения меди и цинка от t, сут. носит практически прямолинейный характер (рис.33).

Рис.33. Зависимость извлечения меди (1) и цинка (2) от продолжительности выщелачивания метаколлоидной руды Николаевского месторождения:

CH2SO4 =1 г·дм-3; = 1 сут;

Q=60см3/кг; =-30мм.

Полупромышленные испытания проведены на пробе весом 24т (рис.34 и 35). Основное затруднение при выщелачивании – низкая скорость фильтрации, которая понижается с 0.16 до 0.04м/ч. Причина – изначально повышенное количество тонких фракций (табл.6) и активная декрипитация руды.

Рис.34. Схема цепи аппаратов при выщелачивании метаколлоидной руды Николаевского месторождения в полупромышленных условиях:

1 – колонна с рудой; 2 – емкость для приготовления раствора; 3 – насосы; 4 – задвижки; 5 – ротаметр; 6 – воздуховод; 7 – барабанный цементатор; 8 – реактор для осаждения цинка; 9 – отстойники.

При обороте технологических растворов и извлечении цинка гидросульфидом натрия наблюдается снижение темпов выщелачивания за счет растворенного сероводорода. Продувкой руды или раствора воздухом окисляется сероводород и восстанавливаются темпы выщелачивания (рис.35). При этом в растворах увеличивается Fe3+ с 0.4 до 4.6 г·дм-3 и Th. Ferrooxidans до 107-1кл·см-3.

Рис.35 Зависимость извлечения меди и цинка и удельного расхода кислоты от продолжительности выщелачивания метаколоидной руды Николаевского месторождения крупностью – 400мм ( от 3 до 9сут.):

1 – цинк; 2 – медь; 3 – удельный расход кислоты Оборотные растворы обогащаются ионами железа до 35-40, а натрия до 34г·дм-3 за счет введения NaHS для осаждения цинка. Химическими, минералогическими, рентгенофазовыми и ЯГРС методами выяснено, что избыток железа и натрия осаждается в толще отвала в виде труднорастворимых основных сульфатов железа – Fe2(SO4)3·Fe2O3 и ярозитов – NaFe3(OH)6(SO4)2. Содержание ярозитов – 22 мас.% от общего количества оксидов железа, содержащегося в верхних слоях отвала. Извлечение меди и цинка из метаколлоидной руды промышленной крупности – 400мм (табл.7) составляет не менее 80%.

Все исследованные руды данного месторождения могут быть переработаны КВ. Важно отметить, что при замкнутом водообороте руда одновременно являются как источником получения металлов, так и очистным сооружением от накапливающихся в растворе примесей, в т.ч.: ионов железа, натрия, SO42-, что исключает образование сточных вод.

Разведанное Комсомольское месторождение перспективно как для КВ, так и ПВ. Интенсивность извлечения меди и цинка составляет 10-12% в год.

Рис. 36. Зависимость извлечения меди из Рис.37. Зависимость извлечения меди минерализованной породы месторождения (1) и цинка (2) от продолжительности им. III Интернационала от продолжительвыщелачивания минерализованной поности выщелачивания.

роды рудника им. III Интернационала Пробы: 1(Cu=0.24%), 2(Cu=0.08%), Q=20дм3/т, =3сут., pH=2-3 (до t = 13(Cu=0.13%), 4(Cu=0.24%);

суток);

Q=20см3/кг, =3 и 6 сут.; =-50мм.

Q=15дм3/т, – 6 сут., pH=1.5-2 (после t > 180 суток).

Из результатов выщелачивания минерализованной породы рудника им.

III Интернационала (рис.36, табл.7) следует, что даже из очень бедного сырья (Cu = 0.08-0.13%) удается на 60-70% выщелочить медь. На пробе промышленной крупности – 150мм отработаны условия выщелачивания (рис.37).

Предложено организовать на руднике КВ на базе имеющихся отвалов. Нами выполнен техно-рабочий проект КВ на ежегодное производство меди – 4т; цинка – 980 т. Окупаемость капитальных затрат на КВ не превышает 2-2.года. После освоения первой очереди КВ предполагается вовлечение в общую технологическую схему выщелачивание подземных потерь с получением ежегодно по 1500 т меди и 4500 т цинка.

В главе 5 приведены исследования по усовершенствованию и разработке новых способов извлечения меди и цинка из растворов выщелачивания. При производстве меди выщелачиванием до 5-10тыс.т в год экономически наиболее выгодным способом извлечения меди из растворов по-прежнему является цементация на железном скрапе. В связи с этим был усовершенствован способ и аппаратурное оформление цементации меди (рис.38).

Основные реакции цементации:

CuSO4+Fe=FeSO4+Cu (1); H2SO4+Fe=FeSO4+H2 (2); Fe2(SO4)3+Fe=3FeSO4 (3).

Побочные реакции: Fe2(SO4)3+Cu=CuSO4+2FeSO4 (4);

Cu+1/2O2+H2SO4=CuSO4+H2O (5); 2FeSO4+1/2O2+H2SO4=Fe2(SO4)3+H2O (6).

Растворение цементационного осадка по реакциям (4),(5) снижает степень извлечения меди, а по реакцям (3), (6) увеличивается расход железного скрапа. При pH<2 наблюдается образование основных сульфатов и гидроксидов железа, которые, осаждаясь на поверхности скрапа, создают дополнительное диффузионные сопротивления. В процессе цементации активная поверхность осадителя Рис.38. Схема лабораторной установки цементации блокируется цементацимеди во вращающемся барабане:

онным осадком. Требует1- напорная емкость; 2 – регулировочный кран; 3 – бася постоянное обновление рабан; 4 – отстойник цементационного осадка; 5 – поверхности скрапа. Для сборник растворов; 6 – регулировка наклона цементаликвидации указанных тора; 7 – шкив; 8 – редуктор; 9 – электромотор; 10 – отрицательных явлений решетка разработана конструкция барабанного цементатора и оптимальные условия цементации меди, обеспечивающее непрерывное перемешивание раствора со скрапом при одновременном удалении частичек цементационной меди и посторонних механических примесей с поверхности скрапа. Данное обстоятельство значительно уменьшает практически большинство поляризационных и диффузионных ограничений. Продолжительность контакта раствора со скрапом () определяли:

t Vоб Vп = ; K = ; = t , где: Vп – постоянный объем раствора в барабане, дм3; К – K V Vоб п кратность обмена раствора; Vоб – объем обезмеженного раствора в течение опыта; t – продолжительность опыта, мин.

Установлено, что оптимальное соотношение диаметра барабана к длине = 1/31/4. На барабанах диаметром 0.04, 0.1 и 0.4 м определены минимально и максимально допустимые скорости вращения (рис. 39).

Интерполяция прямых 1, 2 (рис.39) позволяет определить диапазон оптимальных n для промышленных аппаратов любого диаметра. Определена производительность барабанного цементатора – Q= ·2··a, м3/ч, где: – продолжитель ность контакта раствора со скрапом, мин; и – диаметр и длина барабана цементатора; а – коэффициент заполнения барабана раствором.

Оптимальную плотность загрузки скрапа (Р/Vп) и величину поверхности скрапа (S) на единицу объема раствора, постоянно находящегося в барабане (Vп), определяли по массе загруженного скрапа (Р) определенной толщины ().

При скрапа=0,4мм Р/Vп принято 0,4-0,6 кг·дм-3 или Sскр/Vп=0.5-0.8 м2·дм-(рис.40). Расход кислоты составляет 0,66 г·дм-3.

Рис.40. Зависимость извлечения меди от массы загруженного скрапа при различной продолжительности контакта скрапа с раствором ():

1-3 мин; 2-4,5 мин (скр.=0,4 мм, рН1,9).

Рис.39. Зависимость скорости вращеSскр./Vn=0.5-0.8 м2·дм-ния цементатора (n) от диаметра (1/ ) барабана: 1 – nmin; 2 – nmax На полупромышленном аппарате (=0.4м, =2м) и промышленном аппарате (=1.6м, =8м) при тех же условиях получено ЕCu=97%. Оптимальные условия цементации меди: рН 2; Sскр/Vn=0.5-0.8м2дм-3; n, об/мин – по рисунку 39 или по формулам nmin=10.1/ , nmin=19.7/ . Запроектированы и изготовлены промышленные барабанные цементаторы на производительность 45.83 и 2м3/ч, которые получили распространение в практике.

Способ извлечения цинка гидросульфидом натрия разработан на обезмеженных растворах КВ и рудничного притока, содержащих соответственно Zn3.2 и 0.65 г·дм-3, Fe2+ - 29.5 и 0,98 г·дм-3, а также другие примеси характерные для этих растворов. Предпосылками для селективного разделения меди, цинка и железа -являются произведения растворимости сульфидов (ПР): CuS=2.5·10-50;

FeS=4·10 ; ZnS=8·10-25.

Расчеты, сделанные Ю.Н.Макуриным и Н.А.Быковым свидетельствуют, что концентрация сульфид-иона, который непосредственно участвует в осаждении металлов, зависит как от рН, так и от количества вводимого сульфидсодержащего реагента. Так CuS можно осадить практически при любой кислотности, ZnS – pH>1, NiS – pH>3, FeS – pH>4.

Расходуется NaHS согласно реакций: ZnSO4 + NaHS = ZnS + NaHSO4 (1);

CuSO4 + NaHS = CuS + NaHSO4 (2);

Fe2(SO4)3 + NaHS = 2FeSO4 + NaHSO4 + S° (3); H2SO4 + NaHS = NaHSO4 + H2S (4);

2NaHSO4 Na2SO4 + H2SO4 (5).

При расходе NaHS=100-110% от стехиометрии, рН=2.0-2.4 (рис. 41 и 42) и при продолжительности перемешивания 2-5 мин. извлечение цинка составляет 98-99%. Получен осадок, %: Zn=46.93; Cu=0.07; Fe=4.35; S=30.86; H2O=5.22.

Рис. 41. Извлечение цинка из раствора Рис.42.Зависимость степени осаждения в зависимости от расхода гидросульцинка и железа от рН раствора фида натрия 1 – цинк; 2 – железо Исследованы условия селектиного извлечения меди и цинка из медноцинковых растворов (рис. 43). Полупромышленные испытания коллективного и селективного извлечения меди и цинка проведены на растворах шахтного водопритока Дегтярского рудника (рис. 44).

Рис.43. Зависимость восстановления Fe3+Fe2+ (1), осаждения меди (2) и цинка (3,4) от расхода гидросульфида натрия.

Рис.44. Схема цепи аппаратов для селективного извлечения из растворов сульфидов меди и цинка гидросульфидом натрия:

1 – реакторы; 2 – сгустители;

3 – фильтровальные аппараты; 4 – расходные баки NaHS; 5 – расходный бак Na2SO3; 6 – барботер для улавливания H2S; 7 – расходомеры; 8, 8’ – баки соответственно медно-цинкового и обезмеженного растворов Коллективный медно-цинковый концентрат содержит Cu=24.4, Zn=24.9%; медный концентрат – Cu=51.1, Zn=1.9; цинковый – Zn=49.7, Cu=2.59%.

Исследована технология получения чистого оксида цинка из гипсогидратных кеков, получаемых в результате нейтрализации растворов рудничного притока и растворов от ПВ медно-цинковых руд, путем селективного выщелачивания цинка в 10%-ном растворе NH3 с последующей отгонкой аммиака нагреванием до Т=90С и Рис.45. Изменение температуры раствора (1), содергидролитическим выдележания в нем цинка (2), аммиака (3) и рН (4) при нанием Zn(OH)2 при этом гревании (рис.45). После сушки получен ZnO, соответствующий требованиям на цинковые белила.

В главе 6 представлены данные опытно-промышленных испытаний и внедрения КВ медных и медно-цинковых руд.

6.1. Участок КВ на Николаевском руднике состоял из трех отвалов (рис.46).

Отвалы забалансовых руд высотой 15-25 м отсыпаны на естественное глинистое основание с уклоном 2-8%, отвал балансовых метаколлоидных руд – на подготовленную площадку из пиритной сыпучки. Поверхность отвалов спланирована и разделена на оросительные прудки S=600 – 800 м2 и h=0,5 – 1 м. Выщелачивающие растворы подавали по полиэтиленовым трубопроводам =1мм. Вокруг отвалов сделаны сборные канавы, в которых уложены бетонные лотки. Из прудков-отстойников головных растворов (по 2000 м3) растворы откачивали через гофрированные шланги, закрепленные на плавучих платформах.

Барабаны цементаторов =8-11 м, =2-2.8 м (рис.47) выполнены из нержавеющей стали (Х18Н10Т). Производительность цементаторов от 45 до 83-130 м3/ч.

Пакеты скрапа размером 350400700 мм загружали магнитной шайбой с динамометром через загрузочное отверстие в барабане. На внутренней поверхности барабана со стороны загрузочного отверстия расположены штыри, разбивающие пакеты при вращении барабана.

Рис.46. Схема цепи сооружений и аппаратов участка кучного выщелачивания на Николаевском руднике Восточно-Казахстанского медно-химического комбината.

Обозначения:

1,1' - отвалы забалансовых руд №7 и № 9; 2 – отвал метаколлоидной руды; 3 – промежуточный прудок головных растворов; 4 – прудок продукционных растворов; – барабанные цементаторы; 6 – магнитная шайба; 7 – грейфер; 8 – отстойники; 9 – контейнеры для меди; 10 – компрессор передвижной; 11 – скважины для продувки воздуха; 12 – склад кислоты; 13 – реактор для осаждения цинка; 14 – расходный бак реагента; 15 – расходный бак обезмеженных растворов; 16 – хранилище реагента (NaHS); 17 – расходомер реагента; 18 – сгуститель; 19 – фильтр-пресс; 20 – контейнеры для ZnS; 21 – насосы; 22 – емкость выщелачивающих растворов; 23 – отстойники;

24 – индукционные расходомеры (ИР) для растворов; 25 – промежуточный бак; 26 – козловой кран с тельфером Рис.47. Общий вид цементационной установки на участке КВ ВосточноКазахстанского медно-химического комбината:

l – барабан; 2 – венцовая шестерня; 3 – электропривод; 4 – входная горловина; – загрузочный лоток; 6 – подающий трубопровод; 7 – решетка; 8 – выходная горловина; 9 – скрапоуловитель; 10 – сливной трубопровод; 11 – отстойник; 12 – скрапоприемник; 13 – загрузочная площадка. (размеры указаны в мм) Перед сливным патрубком =300-350 мм установлена решетка с отверстиями =5 мм для удержания скрапа в полости аппарата. Мелкий скрап, оседая в ловушке, является оборотным. Обезмеженные и подкисленные до 2-г·дм-3 растворы (22) перекачиваются на один из участков отвала. Общее количество растворов на орошение 2500-4000 м3/сут, Q=25-35 дм3/т руды, =от 3 до 6сут. Скорость перколяции 0.5 – 1.2 м/ч. Растворы из-под отвала собираются в головных прудках (3,4) и отстаиваются от илов. В установившемся режиме обезмеженные растворы вначале поступали на отвал окисленных руд (1), далее – на отвал сульфидных руд (1') и, наконец, на отвал балансовых метаколлоидных руд (2). Продукционные растворы – на цементацию (5). Цементационная медь собирается в бетонных отстойниках и периодически выгружается грейфером. Восполняли потери растворов на испарение водоотливом из карьера, которые составляли 9-16% от объема растворов, находящихся в схеме водооборота.

Максимальное количество железа, накапливающегося в оборотных растворах, до 40 г·дм-3. Из анализа руды верхних слоев отвала выяснено, что избыток железа осаждается в теле отвала в виде Fe2(SO4)3·Fe2O3, NaFe3(OH)6·(SO4)2, H2O·Fe3(OH)6·(SO4)2. Таким образом, происходит самоочистка оборотных растворов от примесей, в результате чего исключается необходимость вывода части оборотных растворов на принудительную очистку.

Самое высокое содержание меди в продукционных растворах наблюдается в начале сезона - 2-4 г·дм-3 и снижается до <1 г·дм-3 к концу сезона (рис.48). Данное явление объясняется тем, что в течение зимнего сезона диффузионные процессы в толще рудного отвала не «затухают». В этот период происходит окисление сульфидов и диффузия продуктов реакции изнутри кусков руды к поверхности. Выщелачивающие растворы в начале сезона интенсивно растворяют образовавшиеся на поверхности кусков руды сульфаты металлов. Постепенное из года в год снижение содержания меди в продукционных растворах объясняется общим обезмеживанием руды в отвале.

Извлечение меди из раствора – 95-99%. Из цементатора раствор с частичками Cuцем. поступает в отстойники. Свежий осадок содержит, масс. %: Cu до90, Fe=4, CаO=0.11; SiO2=1.66;

MgO=0.31; Al2O3=0.75.

Механически из отстойников в оборотные растворы переходит 0.5% меди в виде наиболее Рис.48. Зависимость содержания меди в продуктонких частичек 10мкм, ционных растворах от периода выщелачивания ота за счет частичного расвалов на Восточно-Казахстанском меднотворения Cuцем еще 0.7%.

химическом комбинате:

И тем не менее это не 1, 2, 3 – первый, второй и третий сезон выщелачибезвозвратные потери, а вания циркуляционная нагрузка, т.к. все растворы находятся в обороте технологической схемы.

В ценах 1984 года были получены технико-экономические показатели при производстве 714 т Cuцем. Себестоимость 1т меди на участке – 152 руб., а в масштабе отрасли с учетом переработки до черновой меди – 222 руб. Прибыль составила 424.5 тыс. руб., окупаемость капитальных вложений 2.2 года. За период опытно-промышленных испытаний получено 4563т Cuцем. Извлечение меди из забалансовых руд > 75%. Средняя интенсивность выщелачивания меди 10-12% в год. Расход на 1т Cuцем: кислоты – 0.8-1.4т, скрапа 1.4-1.8т, эл/эн. – 1020 – 1070 кВт·ч. Отрицательного влияния растворов КВ на экологию не установлено.

Испытана гидросульфидная технология извлечения цинка из растворов (рис.46). Состав растворов, г·дм-3: Zn=7-13; Fe=32-37; Cu = 0.03-0.2; Cd=0.0140.045; Al2O3=5; SiO2=0.7; MgO=4; CaO=0.6; илы – 3; pH=2-2.4. Использовали 27%-ный NaHS – отходы производства Стерлитамакского химобъединения «Сода». Расход NaHS = 1-1.1 от стехиометрии, = 2-6 мин., сгущение – 0.см/мин, степень отстаивания – 98-99%. Получено 408т концентрата, цинка в нем 186т, кадмия 1.6т. Состав, %: Zn=45.9; Cd=0.4-0.7; Cu – 1.6; Fe = 3.7; S = 23.1. Концентрат соответствует ОСТ – 48-31-72, в котором оплате подлежит Zn, Cd, Jn, S. При работе с растворами, содержащими меньше илов – 0.5-1г·дм-3, получена партия более богатого концентрата – Zn=52-56%, S=33%. Концентрат переработан на Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате совместно с текущими флотационными концентратами и признан пригодным для переработки по существующей технологии.

Для повышения комплексности использования сырья были проведены испытания с подкислением выщелачивающих растворов отходами серной кислоты, содержащими следы хлора и соляной кислоты. В растворы кроме меди, цинка и кадмия переходят Au, Ag, In, Ni, Co. Золото и серебро из растворов переходят в цементационную медь. В цинковый концентрат извлекаются полностью медь, оставшаяся в растворах после цементации, индий, кадмий, никель и кобальт. Таким образом, установлено, что KB позволяет комплексно извлекать из руды цветные, редкие и благородные металлы.

В растворах, вытекающих из-под отвалов, содержится Т. Ferrooxidans 106108 клсм-3, L. Ferrooxidans до 2.5-106 клсм-3. В хвостовых растворах цементации число бактерий резко снижается до 10-102 клсм-3 зa счет механически истирающего воздействия скрапа, выделения водорода, локального повышения температуры в барабане цементатора. После прохождения растворов через руду количество бактерий вновь возрастает на несколько порядков, что свидетельствует о развитии микрофлоры как в теле отвала, так и в прудках - сборниках растворов*.

6.2. На Коунрадском руднике вначале построен опытно-промышленный участок кучного выщелачивания меди из бедных окисленных руд (рис.49). Отвал (1 млн.т. руды) расположен на естественной площадке с уклоном 1°. Верхний слой площадки представлен песчано-глинистым элювием.

Глубже идут коренные породы - гранодиориты, в которых построены сборные прудки ёмкостью по 1.5-2 тыс. м3. Длина отвала 700 м, высота от 15 до 20 м, ширина по верхней части отвала от 10 до 45 м. Максимальная крупность руды в отвале достигает 1,0 м и в среднем составляет 300-400 мм. Медь представлена на 77% оксидами, на 12% вторичными сульфидами и на 11% первичными сульфидами. Отвал разделен на 4 блока. Блоки вводили в эксплуатацию последовательно с интервалом в 1 год. На третий год работы под орошением находилось три блока. Выщелачивающие растворы с концентрацией серной ки* Методическое руководство по изучению влияния микрообрганизмов на выщелачивание руд осуществлялось институтом Микробиологии РАН (чл.-кор. РАН Каравайко Г.И.).

слоты 2-3 гдм-3 подавали на блок №1, находящийся в эксплуатации третий год.

Полученные растворы собирали в прудке-отстойнике, подкрепляли серной кислотой до 4 гдм-3 и подавали на блок №2, эксплуатируемый второй год. Далее полученные растворы подкрепляли кислотой до 5-6 гдм-3 и подавали на блок №3 свежей руды, введенный в эксплуатацию первый год. Растворы, полученные от блока №3, направляли на цементацию. Хвостовые растворы собирали в прудке, подкрепляли серной кислотой до 2-3 гдм-3 и возвращали на выщелачивание блока №1. Паузу в орошении изменяли в пределах - 2-3 суток, плотность орошения 40-50 дм3 на 1т руды. Скорость просачивания растворов изменяется в течение 3-4 лет от 0.5-1.2 мч-1 до 0.2-0.8 мч-1. Блоки с повышенной скоростью просачивания орошали не наливом растворов в прудки, а разбрызгиванием через перфорированные шланги. Расход кислоты при выщелачивании составил 2.2 т/т меди.

Рис.49. Схема опытно-промышленного участка кучного выщелачивания на Коунрадском руднике Балхашского горно-металлургического комбината:

1-3 – блоки руды; 4 – трубопроводы; 5 – прудки для сбора растворов; 6 – насосы; 7 – прудки на отвале; 8 – прудок хвостовых растворов; 9 – тельфер; 10 – цементатор; 11 – сгуститель; 12 – чаны-отстойники; 13 – бассейн свежей воды; 14 – склад кислоты; – ж/д путь; - наблюдательные скважины; * - точки микробиологического опробывания.

Осуществление описанной схемы позволило постоянно поддерживать в продукционных растворах содержание меди 1.5-2 гдм-3, увеличить в три раза количество выщелачиваемой руды без увеличения количества выщелачивающих растворов.

После трех лет работы участка начали орошать очередной (четвертый) блок свежей руды, а блок №1 использовали как очистное сооружение. Растворы после цементации при рН 2-3 без подкисления подавали на выщелоченный блок руды (№1), проходя через который от 50 до 90% железа и других примесей осаждалось в теле отвала. Затем очищенные растворы подкисляли и направляли на выщелачивание.

За три сезона выщелачивания извлечение меди достигло >75%, причем из каждого блока извлекалось меди в первый год 30-35%, во второй - 20-25% и в третий - 10-15%. За четвертый сезон извлекается из блока руды дополнительно 5-10% меди.

Осадок цементационной меди отделяли от раствора в кислотостойком сгустителе диаметром 12 м. Осадок меди при Т:Ж = 1:5 удаляли из сгустителя и отстаивали в чанах-отстойниках. Осадок гранулировали совместно с флотационным медным концентратом и отправляли в плавку.

Особой задачей было определить потери растворов на испарение и на просачивание в грунт. Для этого учитывали количество свежей воды, поступающей на выщелачивание, количество воды, испарившейся из прудков, сгустителя и других открытых поверхностей. Из расчетов следует, что потери воды на испарение зависят от количества технологических растворов, циркулирующих ежесуточно в схеме, и составляют 4%.

Для контроля утечки растворов пробурили 26 скважин вблизи отвала, а также в направлении движения грунтовых вод. Вода в скважинах постоянно имела рН=7.1-8.0, наличие меди в скважинах не обнаружили. Составляли материальный баланс между количеством полученной меди и остаточным содержанием ее в отвале. Руду в отвале опробовали бурением с отбором керна. Количество полученной меди и остаточное содержание ее в отвалах соответствовало исходному количеству меди в руде. Это ещё раз подтвердило, что технологические растворы в грунт не теряются.

Максимальная численность бактерий Т. Ferrooxidans 7 105 - 1.3 1клсм-3 наблюдается в растворах, вытекающих из-под отвала. При анализе проб руды, отработанных бурением отвала, установлено присутствие микроорганизмов до глубины 6-7м.

Себестоимость 1т меди в цементационном осадке по данным комбината 402 руб./т при производстве 120-330 т меди в год. При последующей переработке цементационной меди в металлургическом цикле комбината себестоимость черновой меди составила 450 руб/т. Прибыль, получена от выщелачивания – 0,49 млн.руб.

Выданы исходные данные и технологический регламент на создание промышленного участка выщелачивания старогодних отвалов, содержащих более 163 тысяч т меди. Первая очередь участка кучного выщелачивания состоит из двух блоков руды с массой около 2 млн. т (рис.50).

Рис.50. Схема цепи сооружений и аппаратов промышленного участка кучного выщелачивания Коунрадского рудника:

1, 3, 5, 6, 12, 15, 16 – прудкинакопители; 17 – прудки оросительные, 2, 4 – блоки руды; – цементаторы; 8 – зумпф; 9 – сгуститель, 10 – горизонтальные отстойники, 11 – прудки для сушки меди; 13 – насосы;

14 – блок обезмеженной руды Оборотные растворы из прудка-накопителя (1) подают на первый блок руды. Растворы, просачиваясь через отвал, собираются в прудке (3), в который подают загрязненный электролит из электролизного производства. Далее растворы подают на второй блок руды (4). Обогащенные медью растворы собираются в прудках (5), из которых перекачиваются в прудок продукционных растворов (6). Из этого прудка растворы подают в 4 барабанных цементатора (7).

Обезмеженные растворы из зумпфа (8) подают в сгуститель и горизонтальные отстойники. Осветленные растворы поступают в прудок -накопитель (12) и перекачиваются в прудок участка выщелачивания (1) или подвергаются очистке от железа, пропусканием раствора через обезмеженный блок руды (14). В последнем случае растворы собираются в прудке (15), из которого перекачиваются в прудок (1) участка выщелачивания. В зависимости от того проходят или нет растворы стадию очистки, подкисляют их в соответствующих прудках (или 12).

В течение первого года эксплуатации на участок было подано: воды технической 60000 м3, фекальных стоков 56000 м3, электролита 5665 м3, т.е. всего - 125000 м3 растворов. Использование фекальных стоков обусловлено дефицитом воды в данном районе, а переработка электролита на участке решает две задачи: обеспечивает вывод вредных примесей из электролизного производства металлургического завода и утилизацию меди и кислоты в схеме кучного выщелачивания. Электролит, содержащий меди более 30 гдм-3, мышьяка до 15 гдм-и кислоты около 100 гдм-3, подают в прудок (3), в котором он смешивается с растворами от выщелачивания руды первого блока и поступает на орошение руды второго блока (4). Мышьяк осаждается в отвале, в основном, в виде труднорастворимых соединений железа типа FeAsO4 3H2O.

Содержание меди в продукционном растворе 4.4 гдм-3. Расход скрапа 2.т, а кислоты (с учетом электролита) - 2.5 тонны на 1 т меди. В течение пусконаладочного периода производство меди ежегодно удваивалось и составило соответственно 560, 1254 и 2500 т. Себестоимость 229 руб. за 1 т меди в цементационном осадке.

Было рекомендовано строительство опытно-промышленной установки экстракционного извлечения меди. Одна из американских фирм выполнила проект экстракции меди из растворов KB, по которому из-за дороговизны проекта извлечение меди этим способом было признано нерентабельным. Этот факт еще раз подтверждает, что экстракционный способ экономически оправдан при значительных масштабах производства, и, кроме того, для проектирования следует привлекать отечественных специалистов, а не переносить механически зарубежный опыт.

За три года пуско-наладочных работ промышленного участка КВ получено 4314 т меди. Имеются все необходимые условия для производства кучным выщелачиванием не менее 10 тыс. т.меди в год.

6.3 В отвале Волковского рудника было складировано 2945 тыс. т горной массы (смесь окисленных руд и пустой породы), меди - 18554 т. Гранулометрический состав, %: (-800 + 600) мм - 15; (-600 + 400)мм -25; (-400 + 200) мм -30;

(-200+ 10) мм-15; (-10 +0) мм-15.

Отвал расположен на естественном основании, представленном слоем делювиально-аллювиальных плотных песчанистых глин мощностью от 8 до 16м (рис 51). Грунтовые воды - на глубине 18-20 м. Уклон основания отвала 10-15°.

Все прудки построены в естественных глинистых грунтах и обложены изнутри бутовым камнем. Гидрогеологическими исследованиями, установлено, что растворы KB через основание отвала и другие гидротехнические сооружения не просачиваются.

Площадь отвала по верху 48000 м2, высота с западной стороны 15 м, с восточной - 24 м. Сделана разводка орошающих трубопроводов из нержавеющих труб. С южной стороны по периметру отвала прорыты дренажные канавы, в которых уложены бетонные лотки. Медьсодержащие оборотные растворы собираются в промежуточных прудках емкостью 600 и 750м3. Конечные продукционные растворы из прудка емкостью 2400м3 подают в барабанные цементаторы.

Сгущенный осадок цементационной меди отфильтровывали на фильтр-прессах. Хвостовые растворы собираются в прудке емкостью 1700м3 и после подкрепления серной кислотой возвращаются на выщелачивание. Объём циркулирующих оборотных растворов от 4000 до 6000 м3/сут.

Первые три сезона эксплуатировали первый блок руды, на четвертый сезон введен второй блок и на восьмой сезон - третий блок. Расход кислоты соРис.51. Схема участка кучного выщелачивания ставил 8т/т, а скрапа 1.5 т/т меди.

меди на Волковском руднике Красноуральского По окончании очередного сезона медеплавильного комбината:

все оборотные растворы во избе1-12 – прудки на поверхности отвала; 13 – нажание переполнения прудков в сосная; 14 – промежуточные прудки; 15 – прупериод паводка выводили в водок продукционных растворов; 16 – прудок хводосборник карьера, а весной возстовых растворов; 17 – сгустители; 18 – цеменвращали в технологическую схетаторы; 19 – площадка для скрапа, стрелками му. Карьерным водопритоком показано движение растворов; • 20-31 – точки восполняли потери растворов микробиологического опробования участка КВ, идущие на испарение.

Динамика выщелачивания меди за указанный период приведена на рисунке 52. Концентрация меди в продукционных растворах от 1 до 1.5 гдм-3.

Рис.52. Динамика выщелачивания меди из окисленной руды на участке КВ Волковского рудника при последовательном введении блоков руды в эксплуатацию (а); из первого блока руды (б): 1, 2, 3 –соответственно первый, второй и третий блоки руды.

Одинаковый наклон кривых свидетельствует о тождественной динамике обезмеживания руды в различных блоках.

В течение 1152 суток работы участка или за 4 пуско-наладочных сезона получено 2397 т меди. Извлечение из первого блока руды составило 59.7% или 9.3% за сезон. По данным рисунка 52б можно рассчитать, что до 70 и 80% можно извлечь медь из руды в течение 1500 и 1900 суток соответственно (т.е. за 8.и 10.5 сезона).

Обнаружены следующие микроорганизмы: Th. Ferrooxidans (доминирующий вид), Th. Tiooxidans (на один-два порядка ниже). Сульфатредуцирующие бактерии обнаружены только в двух краевых точках блока (т.27, 28, рис. 51), что свидетельствует о застойных явлениях в этих участках блока ещё не подверженных окислительным процессам. Наибольшее количество бактерий до 1клсм-3 наблюдается в растворах, выходящих из-под отвала и в хвостовом прудке. Прослеживается четкое увеличение концентрации Th. Ferrooxidans от 102 до 104 клсм-3 при повышении температуры растворов соответственно с 2-4°С (в весенне-осенний период) до 12-16°С (в летнее время). Замечено, что повышение рН продукционных растворов до 4-4,5 приводит к снижению концентрации бактерий до 101 клсм-3 за счет соосаждения бактерий с гидроксидами железа в теле отвала (точки 27, 28). Судя по данным хемосинтеза, общая активность микрофлоры невысокая, но заметно возрастает от весны к теплому времени года, и затем вновь уменьшается в октябре с понижением температуры. Несколько иная картина наблюдалась при обследовании участка КВ на четвертый год эксплуатации. Концентрация Th. Ferrooxidans в головных растворах увеличилась до 105-10б клсм-3. Еh растворов находился в пределах 530-655 мВ, т.е. в области благоприятной для жизнедеятельности бактерий. Наибольшая концентрация бактерий - n 106 клсм-3 наблюдалась в малодебитном ручье (точка 20), и меньшая - n105 клсм-3 в обильном ручье (точка 21). По-видимому, это различие в концентрации микроорганизмов следует объяснить тем, что при менее активном движении растворов через слой руды создаются наиболее благоприятные условия для развития микрофлоры внутри отвала на поверхности породнорудной массы. Последнее хорошо согласуется с кинетическими исследованиями по растворению халькопирита в присутствии Th. Ferrooxidans.

Наиболее существенным фактором, снижающим рост численности и активность бактерий, является пониженная температура растворов. Достичь желаемого можно как за счет активной регенерации хвостовых растворов аэрацией одновременно с внесением биомассы бактерий, выращенных в культиваторе.

Разработан технологический регламент для проектирования промышленного участка КВ.

6.4. На Кальмакырском руднике Альмалыкского горнометаллургического комбината (АГМК) отвал с массой руды 3. 6 млн. т отсыпан на косогоре с уклоном 5.7% и имеет форму эллипса с размерами в плане 380240 м. Основание под отвал построено из смеси суглинков и битума.

Выщелачивающие растворы подкисляют в ершовом смесителе (рис.53) и подают на отвал. Растворы из-под отвала направляют для осветления в прудок - отстойник и далее - на цементационную установку, состоящую из четырех усовершенствованных барабанных цементаторов, производительностью 83 м3/ч каждый (рис. 54). Отстаивание цементационной меди - в сгустителе, а обезвоживание в двух горизонтальных прудках-отстойниках. Цементационную медь с влажностью 15% выгружают из отстойников бульдозером в автосамосвалы и транспортируют для переплавки в медеплавильный цех. Восполнение оборотных растворов - из скважин.

Для повышения скорости перколяции растворов поверхность прудков периодически обрабатывали рыхлителем на глубину до 1м, срезали верхний слой разложившейся руды толщиной 0.66м делали траншеи глубиной около 3 м и шириной до 1 м. За счет указанных мероприятий удалось поддерживать проницаемость отвала на уровне 15-4 см/сут.

Рис.53. Проектная схема аппаратов участка кучного выщелачивания Алмалыкского горно-металлургического комбината:

1 – отвал – 3.6 млн. т руды; 2 – прудок-отстойник; 3 – промежуточные прудки; 4 – барабанные цементаторы; 5 – сгуститель 18 м; 6 – прудки-отстойники; 7 – нейтрализационная установка; 8 – шламохранилище; 9 – склад серной кислоты; 10 – ершовый смеситель; 11 – прудок оборотных растворов; 12-13 – резервуары для воды; 14 – артезианские скважины; 15 – вентиляторы; 16 – щелевые расходомеры; – капельные пробоотборники; 18 – расходомер 4РИМ; 19 – система автоматического измерения осветленного слоя пульпы; 20 – система автоматизированного отбора пробы; 21 – индикатор уровня ЭИУ-1ВМ; 22 – концентратомер КК-8.

Рис. 54. Устройство для непрерывной цементации металлов из раствора (барабанный цементатор):

1 – барабан, сталь Х18Н10Т; 2 – привод; 3 – опорная станция; 5 – лоток; 6 – обечайка барабана; 7 – опорные бандажи; 8 – зубчатый венец; 9 – загрузочный патрубок;

10 – разгрузочный патрубок; 11 – штыри; 12 – ремонтный люк; 13 – решетка; 14 – лопасти; 15 – спирали; 16 – разгружатели; 17 – камера для сбора растворов; 18 – патрубок для ввода растворов Было установлено, что происходит увеличение мелких фракций (-1+0) мм до 46% против 20.5% в исходной руде. Содержание глинисто-слюдистых минералов особенно заметно (до 55%) возрастает во фракции (-0.05+0.0) мм. То есть, серицит, мусковит, гидрослюды, биотит разлагаются наиболее интенсивно. Наблюдается накапливание в отвале новообразований: гипса, гидраргиллита, монтмориллонита, сульфатов и гидроксидов кальция, магния, калия, натрия, железа и меди. Конечными продуктами минералообразования являются гидроксиды железа, алюминия и кремнекислота. Вверх по разрезу отвала увеличивается количество монтмориллонита от 7.0 до 38.5% и уменьшается количество гидрослюды от 76.0 до 54.5%. Содержание меди в отвале повышается от поверхности к подошве и к концу четвертого года эксплуатации в среднем составило 0.216%.

Таблица Показатели узла выщелачивания Пери- Продолжи- Подано Полу- Содержа- Пло- Количе- Ско- Удельный расод ра- тельность раство- чено ние -меди, щадь ство ру- рость ход растворов боты сезона, сут. ров на раство- гдм оро- ды под перко- на орошение уча- ороше- ров из- ше- ороше- ляции дм3/т дм3/мстка, ние, под от- ния, нием, растворуды площагод тыс. вала, тыс. млн. т ров, в су- ди м3/сут. тыс. м2 м/сут.

тки прудков м3/сут.

в сутки 1 105 4,06 3,01 0,28 19,0 0,95 0,15 4,27 22 270 6,05 5,17 0,47 34,5 2,9 0,15 2,09 13 365 4,40 4,00 0,48 44,5 2,9 0,09 1,52 4 366 4,07 3,83 0,35 49,7 2,9 0,08 1,40 5 365 2,85 2,70 0,36 62,8 2,9 0,08 0,98 6 365 3,13 3,05 0,28 49,7 2,9 0,07 1,08 7 365 2,84 2,60 0,21 52,2 2,5 0,05 1,14 8 365 2,73 2,40 0,19 52,2 2,5 0,04 1,09 За четыре года выщелачивания на КВ получено 1440.7 т меди в цементационном осадке. Остаточное количество меди при содержании 0.216% в орошаемом объеме руды (2.9 млн. т) составляет 6264т. Следовательно, первоначальное количество меди в орошаемой части отвала было: 1440.7т + 6264т = 7704.7т, что соответствует среднему содержанию меди в исходной руде 0.266% вместо 0.37% - по проекту.

Из сказанного следует, что руду, из которой формируется УКВ, необходимо тщательно опробовать, не доверяя имеющимся геологомаркшейдерским данным рудников по старогодним отвалам. Расход серной кислоты повышенный – 21.2т/т меди, согласуется с прогнозом, установленным при изучении вещественного состава руд данного месторождения, а расход скрапа 3.18т/т меди.

Химический состав растворов в установившемся режиме KB достаточно постоянен (табл.9), а температура растворов, вытекающих из-под отвала, несмотря на резкие колебания температуры окружающего воздуха от +2.0 до +28°С, находится на уровне от +12 до +20.5°С. Последнее объясняется тем, что отвал аккумулирует большое количество тепла, которое поддерживается экзотермическими процессами окисления минералов породно-рудной массы. Т. Ferrooxidans обнаружены в растворах из-под отвалов - 104-107 клсм-3. В оборотных растворах концентрация микроорганизмов 104-105 клсм-3. С ростом биомассы бактерий увеличивается и содержание Fe3+, что свидетельствует о повышении активности микроорганизмов с увеличением температуры.

Однако, эффект микробиологической интенсификации выщелачивания меди снижается неблагоприятными условиями: низкой проницаемостью отвала, а следовательно - кислородным голоданием бактерий; снижением биомассы бактерий при переработке продукционных растворов; понижением температуры растворов в зимний период. Активизировать микробиологические процессы следует улучшением гидродинамических условий в отвале и повышением концентрации кислорода в оборотных растворах аэрацией.

Таблица Химический состав продукционных растворов Год работы УКВ Концентрация, гдм-2SOСu Fe MgO А12O3 СаО SiO2 рН третий 0.48 1.91 2.81 2.24 0.56 0.21 25.29 2.четвертый 0.35 3.25 4.03 2.76 0.63 0.20 34.39 2.Рекомендуется применять скрап толщиной не более 0.4 мм без изоляционных покрытий и краски, обезжиренный, лучше всего - обезлуженная консервная жесть, обрезь трансформаторной стали и кровельного железа.

Сделана технико-экономическая оценка на производство меди при расширении масштабов выщелачивания до 9 млн. т руды в отвале. Рентабельность достигается при производстве не менее 2-3 тыс. т меди в год при себестоимости производства соответственно 883.7 руб./т. (в ценах 1984г.).

Впервые в отечественной практике отработана в опытно-промышленном масштабе технология кучного выщелачивания забалансовых алюмосиликатных вкрапленных труднофильтрующих глинистых руд. Для выщелачивания таких руд высота отвала должна быть менее 10м. Необходимо строгое соблюдение разработанных режимов: кислотность выщелачивающих растворов в первый год снижать с 25 до 5 гдм-3, в последующие годы - до 5-2 гдм-3, паузу между орошениями увеличивать в ходе выщелачивания с 4 до 6-10 суток; плотность орошения - на уровне 40 дм3/т руды; обезмеживать необходимо 100% продукционных растворов; периодически не реже 1 раза в году срезать поверхностный выщелоченный слой руды, наращивая за счет этого откосы отвала. Разработан технологический регламент для проектирования промышленного участка KB всех забалансовых смешанных руд.

На объектах выщелачивания в период отработки технологических схем получено более 24 тыс. т меди (табл. 10). Экономический эффект составил более 7 млн. руб. (в ценах 1984 г.). Установлено, что даже при небольших масштабах получения меди (от 120 до 700 т в год) производство рентабельно. Это означает, что на всех горнорудных предприятиях наряду с традиционными способами переработки руды целесообразно организовывать выщелачивание всех бедных и некондиционных руд.

Таблица Производство цементационной меди на участках КВ и ПВ за период опытнопромышленных и промышленных испытаний Производство меНаименование рудника и предприятия ди, т Кучное выщелачивание:

Коунрадский рудник (БГМК, ПО «Балхашмедь») 71Николаевский рудник (Восточно-Каз.МХК) 43Волковский рудник (КУМК, ОАО «Святогор») 23Кальмакырский рудник (Алмалыкский ГМК) 26Итого 165Подземное выщелачивание:

Блявинский рудник, (ОАО Медногорский МСК) (принудительное ПВ и КВ) 39ПО «Карабашмедь», Левихинский рудник (ЗАО Кировградская горнорудная компания»), Дегтярский рудник (растворы руднич- ного притока – естественное подземное выщелачивание) 36Итого 76Всего 241ЗАКЛЮЧЕНИЕ 1. Впервые проведено целенаправленное обследование ряда горнорудных предприятий на предмет применения геотехнологии к переработке бедных и труднообогатимых медных и медно-цинковых руд. Только на 13 указанных в диссертации месторождениях, на рудах которых проведены исследования и установлена целесообразность внедрения кучного выщелачивания, сосредоточены миллиарды тонн руды, содержащей > 30 млн.т меди и цинка.

2. Изучен вещественный состав ряда медных и медно-цинковых руд, на основании которого впервые сделаны предварительные прогнозы о степени благоприятности тех или иных руд для геотехнологии.

3. Изучена кинетика растворения наиболее распространенных медных и цинковых минералов методом вращающегося диска. Установлено, что все указанные минералы растворяются в диффузионном режиме, осложненном образованием промежуточных продуктов реакции растворения, затормаживающих диффузионные процессы. Оценена доля участия микроорганизмов и других реагентов в интенсификации растворения минералов. Полученные данные использованы как для разработки технологии выщелачивания, так и для научного объяснения происходящих при этом процессов.

4. Установлены оптимальные режимы выщелачивания различных генетических типов руд. Применен метод матричного планирования экспериментов.

Это позволило впервые установить и научно обосновать последовательно изменяемые режимы выщелачивания руд по кислотности растворов, плотности орошения и паузе между орошениями в зависимости от степени обезмеживания руды. Установлено, что: концентрацию кислоты в орошающих растворах следует постепенно уменьшать; паузу между орошениями необходимо последовательно увеличивать при одновременном снижении плотности орошения. Отработаны замкнутые схемы водооборота без сброса технологических растворов.

Все окисленные, а также сульфидные медно-порфировые руды преимущественно с вторичной минерализацией отнесены к наиболее благоприятным для КВ как по интенсивности и полноте извлечения металлов, так и по расходу кислоты.

Высококарбонатные кислотоемкие окисленные руды, например, такие как медистые песчаники Приуралья, активно выщелачиваются содовыми растворами.

5. Усовершенствован способ цементации меди на железном скрапе. Разработана оригинальная конструкция барабанного цементатора и оптимальные условия его работы. Использование барабанного аппарата позволяет осуществлять непрерывный процесс цементации меди из растворов, использовать пакетированный скрап и полностью исключить ручной труд. Обезмеживание достигается на 95-98% в течение 3-6 минут контакта раствора со скрапом.

В лабораторных и полупромышленных условиях разработан (и в опытнопромышленных масштабах опробован) новый способ извлечения меди и цинка гидросульфидом натрия из растворов КВ и рудничного притока.

Способ позволяет получать из растворов селективно медный и цинковый концентраты, а также коллективный медно-цинковый концентрат. Цинковый концентрат содержит более 45% цинка и соответствует существующим требованиям на этот продукт. Медный концентрат содержит свыше 50% меди.

6. На меднорудных предприятиях построено и освоено 7 опытных, опытнопромышленных и промышленных участков КВ и участок по переработке растворов рудничного притока:

- опытный и опытно-промышленный участки на Кальмакырском руднике АГМК;

- опытный, опытно-промышленный и промышленный участки на Коунрадском руднике БГМК;

- опытно-промышленный участок на Николаевском руднике ВКМХК;

- промышленный участок на Волковском руднике КУМК.

Проведены микробиологические обследования на участках КВ с целью определения количества и условий жизнедеятельности микроорганизмов, сделаны выводы о необходимости улучшения условий их жизнедеятельности с целью активизации окислительных процессов. Получены практические данные о возможности выщелачивания отвалов на некоторых естественных грунтах без потери технологических растворов, так и на специально подготовленных площадках с применением битума и пиритной «сыпучки».

7. Анализ полученных данных по вещественному составу руд, технологии выщелачивания и производственному опыту позволил установить критерии благоприятности применения кучного выщелачивания для месторождений различных руд с учетом географо-экономических, геологических, горно-технических, инженерно-геологических, экологических и технологических факторов.

8. В процессе разработки и освоения технологических схем создано более изобретений на способы переработки руд выщелачиванием, извлечения металлов из растворов и на создание нового оборудования.

9. Учитывая наличие обширной сырьевой базы для геотехнологии, а также полученный опыт проведения исследований и внедрения, можно прогнозировать возможность производства цветных металлов в России кучным и подземным выщелачиванием сотни тысяч тонн в год со значительно меньшими капитальными и эксплуатационными затратами по сравнению с традиционными способами переработки руд.

10. Предлагается создать государственную программу по геотехнологии и законодательную базу, запрещающую разрабатывать новые месторождения цветных металлов в тех промышленно развитых районах, в которых имеются законсервированные «отработанные» месторождения, в которых фактически оставлена половина ценного сырья. Применение к доработке таких месторождений геотехнологии (КВ и ПВ) позволит с меньшими капитальными затратами обеспечить экономику страны необходимыми металлами и материалами, принципиально улучшить экологию в районах этих месторождений и сохранить в России невосполнимые ценнейшие запасы минерального сырья на длительную стратегическую перспективу.

Основное содержание диссертации изложено в 182 печатных работах, основными из которых являются:

1. Губайловский В.В., Каковский И.А., Халезов Б.Д. Кинетика растворения золота в водных растворах, содержащих хлор.//Ив. АН СССР, Металлы 1973, N6, с. 106-111.

2. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Киселева В.И. Интенсификация очистки медьсодержащих растворов от шламов.//Труды института «Унипромедь», г.Свердловск, вып.15, 1972, с.175-177.

3. Шурыгин Ю.А., Халезов Б.Д., Хрусталев Л.З. Опробование отвалов руд с целью извлечения из них цветных металлов кучным выщелачивание.// Цветная металлургия, 1974, N11, с.50-52.

4. А.с. 380728 (СССР). Аппарат для непрерывной цементации металлов из раствора. Халезов Б.Д., Чудаков В.Г., Ветренко Е.А.// БИ №21, 1973.

5. А.с. 417507 (СССР). Способ извлечения меди из растворов цементацией.

Халезов Б.Д., Чудаков В.Г., Ветренко Е.А.// БИ №8, 1974.

6. Халезов Б.Д., Пирмагомедов Д.А., Губайловский В.В. Извлечение золота из медных забалансовых руд растворами хлора. //Труды института «Унипромедь», г.Свердловск, вып.17, 1974, с.127-29.

7. Шурыгин Ю.А., Халезов Б.Д., Хрусталев Л.З., Семенов Г.П. Опробование отвалов руд с целью извлечения из них цветных металлов кучным выщелачиванием.//Цветная металлургия, 1974, №11, с.50-52.

8. Халезов Б.Д., Шурыгин Ю.А., Хворостова Л.Г., Юрьев Г.И. Выщелачивание окисленных забалансовых руд на естественном основании. //Цветная металлургия, 1975, №14, с.24-27.

9. Быков Л.А., Киндер Э.К., Полянов И.Р., Халезов Б.Д. Особенности геологического обследования месторождений меди для выявления возможности их разработки гидрометаллургическими методами. //Труды института Средазниипроцветмет, Ташкент, 1975, №13, с.126-137.

10. Халезов Б.Д., Шурыгин Ю.А., Юшкова Л.Г. и др. О выщелачивании меди из руд Джезказганского месторождения. //Труды института «Унипромедь», Свердловск, 1976, вып.19, с.149-153.

11. Токмин Б.М., Халезов Б.Д., Долженко А.А. Применение колонкового способа бурения при опробовании отвала на опытно-промышленной установке кучного выщелачивания. //Цветная металлургия, 1977, №7, с.43-44.

12. А.с.№541880 (СССР). Способ производства окатышей из цементационной меди. Завьялов М.М., Лотош В.Е., Харитиди Г.П., Халезов Б.Д., Токмин Б.М. //БИ №1, 05.05.77.

13. Каковский И.А., Халезов Б.Д. О кинетике растворения окиси цинка в вводных растворах серной кислоты.// Изв. вузов, Цветная металлургия, 1977, N2, с.26-31.

14. Халезов Б.Д., Гадзалов Э.Н. и др. Кучное выщелачивание меди из забалансовых руд Волковского месторождения.// Цветная металлургия, 1977, №19, с.29-31.

15. А.с.601397(СССР). Способ выщелачивания металлов из руд. Халезов Б.Д., Шурыгин Ю.А., Хрусталев Л.З.// БИ N13, 1978.

16. А.с. 826607(СССР). Способ извлечения цинка из сложного по составу высокожелезистого раствора. Халезов Б.Д., Земеров В.И., Неживых В.А. и др.// Заявка №2577332, приоритет 6 февраля 1978 г., зарегистрировано января 1981г.

17. Поплаухин А.С., Халезов Б.Д., Бабаджан А.А. Состояние и перспективы внедрения кучного и подземного выщелачивания руд. //Цветные металлы, 1979, №3, с.6-8.

18. Халезов Б.Д. Разработка и внедрение кучного выщелачивания меди из забалансовых медных руд.// Совершенствование технологических процессов добычи и переработки руд цветных металлов. Сб. статей ин-та Унипромедь, Свердловск, 1979, с. 104-109.

19. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Крушкол О.Б., Ефимова В.И. Кинетика растворения азурита и малахита в водных растворах серной кислоты.// Изв.

вузов, Цветная металлургия, 1979, N4, с.29-32.

20. А.с. 1064632 (СССР). Устройство для непрерывной цементации металлов из растворов. Буров Г.Д., Халезов Б.Д. и др.// Заявка N2981613, приоритет 9 сентября 1980г., зарегистрировано 1 сентября 1983г.

21. Каковский И.А., Халезов Б.Д., Крушкол О.Б., Киселева В.И. О кинетике растворения куприта.//Изв. вузов, Цветная металлургия, 1980, N3, с.30-34.

22. А.с. 1007502(СССР). Способ установления склонности к выщелачиванию руд цветных металлов. Болтырова А.А., Храменкова Д.П., Халезов Б.Д. и др.// Заявка N3274960, приоритет 14 апреля 1981 г., зарегистрировано ноября 1982г.

23. Михайлова Т.Л., Токмин Б.М., Халезов Б.Д. и др. Микробиологические исследования на участке кучного выщелачивания Коунрадского рудника.// Цветные металлы, 1981, N3, с.40-43.

24. Каравайко Г.И., Абакумов В.В., Михайлова Т.Л., Пискунов В.П., Халезов Б.Д. Экология и активность микроорганизмов при кучном выщелачивании металлов.// Прикладная биохимия и микробиология. АН СССР, 1981, т.XVII, №1, с.73-80.

25. А.с. 924355(СССР). Способ очистки растворов от выщелачивания руд. Халезов Б.Д., Токмин Б.М. и др.//БИ N16, 1982.

26. А.с. №998549 (СССР) Способ выщелачивания сульфидных руд и концентратов. Халезов Б.Д., Смирных Л.В., Рыбаков Ю.С., Абакумов В.В. //БИ №7, 23.02.27. А.с. 1166544(СССР). Способ установления склонности к выщелачиванию сульфидных медных минералов из руд цветных металлов. Болтырова А.А., Павличенко Г.А., Халезов Б.Д.// Заявка N3729337, приоритет 30 декабря 1983г., зарегистрировано 1 марта 1985 г.

28. Каравайко Г.И., Халезов Б.Д., Абакумов В.В. и др. Распространение и активность микроорганизмов при выщелачивании цветных металлов на Николаевском месторождении.// Микробиология, 1984, т.53, вып.2, с.329-334.

29. Халезов Б.Д., Неживых В.А. Кучное выщелачивание полиметаллических руд.// Комплексное использование минерального сырья. Алма-Ата, Наука, 1984, N9, с.47.

30. Халезов Б.Д., Крушкол О.Б., Киселева В.И., Каковский И.А. Кинетика растворения хризоколлы в сернокислых растворах.// Изв. вузов, Цветная металлургия, 1984, N6, с.36-39.

31. Игнатов М.М., Якшина В.В., Мирохин А.М., Халезов Б.Д., Крыгина А.Ю.

Гидрометаллургическая переработка актогайских окисленных руд с применением жидкостной экстракции.// Комплексное использование минерального сырья, Алма-Ата, 1984, №11, с.28-31.

32. Халезов Б.Д., Быков Н.А. и др. Получение цинка из растворов сернокислотного выщелачивания цинкосодержащих отходов производства.// Цветная металлургия, 1985, N4, с.56-57.

33. Халезов Б.Д. Технология бактериально-химического кучного выщелачивания металлов из руд. //Биотехнология металлов. Труды международного семинара и международных учебных курсов. Центр Международных проектов ГКНТ, М., 1985, с.295-318.

34. А.с. 1433109(СССР). Способ приготовления торфяной вытяжки для выщелачивания руд. Халезов Б.Д., Крушкол О.Б., Павличенко Г.А., Рыбаков Ю.С.// Заявка N4151139, приоритет 17 ноября 1986 г., зарегистрировано июня 1988г.

35. Болтырева А.А., Храменкова Д.П., Халезов Б.Д. Влияние породообразующих минералов и гранулометрического состава вкрапленных руд на выщелачивание меди.//Сб. научных трудов ин-та Унипромедь, Свердловск, 1986, с. 84-89.

36. А.с. 1492808(СССР). Способ установления склонности к выщелачиванию сульфидных руд. Болтырова А.А., Павличенко Г.А., Халезов Б.Д.// Заявка N4327171, приоритет 16 ноября 1987 г., зарегистрировано 8 марта 1989г.

37. Халезов Б.Д., Болтырова А.А. и др. Влияние фазового и гранулометрического составов метаколлоидной руды на интенсивность выщелачивания.//Создание прогрессивных технологий переработки медных медноциновых руд. Сб. научных трудов ин-та Унипромедь, Свердловск, 1987, с.

92-100.

38. А.с. №1464562. Способ бактериально-химического выщелачивания сульфидных руд. Крушкол О.Б., Павличенко Г.А., Рыбаков Ю.С., Халезов Б.Д., Абакумов В.В. Приоритет от 31 марта 1987 г. по заявке №4218078.

39. Халезов Б.Д., Абакумов В.В., Павличенко Г.А. Интенсификация подземного выщелачивания руд.// Повышение комплексности использования сырья при переработке руд цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Унипромедь. Свердловск, 1988, с.71-77.

40. A.С. 1547423 (СССР). Способ выщелачивания сульфидных медноцинковых руд. Павличенко Г.А., Болтырева А.А., Халезов Б.Д.// Заявка N4389502, приоритет 9 марта 1988 г., зарегистрировано 1 ноября 1989г.

41. Халезов Б.Д. Примеры организации процессов подземного и кучного бактериального выщелачивания.// Биогеотехнология металлов. Практическое руководство. Центр международных проектов ГКНТ, М., 1989, с.302-313.

42. Халезов Б.Д., Каковский И.А. Кинетика растворения халькозина.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.61-69.

43. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Рыбаков Ю.С., Болтырова А.А., Дятчина Е.В. Кинетика растворения халькопирита.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.81-92.

44. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Рыбаков Ю.С., Дятчина Е.В. Кинетика растворения сфалерита.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.93-102.

45. Болтырова А.А., Халезов Б.Д., Корнилова О.И., Жижин С.М. Основные критерии выбора месторождений цветных металлов для переработки руд выщелачиванием.// Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов. Сб. Научных трудов ин-та Гидроцветмет, Новосибирск, 1990, с.14-20.

46. Халезов Б.Д., Рыбаков Ю.С., Болтырова А.А. Поисковые исследования по геотехнологической переработке забалансовых и балансовых окисленных руд Удоканского месторождения. //Сб. Научн. Трудов «Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов», Новосибирск, изд.Гидроцветмет, 1990, с.134-140.

47. А.с. 1710712 (СССР). Способ подготовки гидроизолирующего основания под отвалы кучного выщелачивания. Халезов Б.Д., Рыбаков Ю.С., Неживых В.А.// БИ N5, 1992.

48. Халезов Б.Д. Задачи геотехнологии производства цветных металлов.// Вестник горно-металлургической секции РАEH, М., 1993, с.90-104.

49. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Кучное выщелачивание отвалов горных пород медных рудников как способ обезвреживания экологически опасных объектов.//Изв. вузов, Горный журнал, 1997, N11-12, с.198206.

50. Рыбаков Ю.С., Болтырова А.А., Халезов Б.Д. Геотехнологические методы защиты водных объектов от загрязнения отвалами забалансовых руд.//Водное хозяйство. Научно-практический журнал РосНИИВХ. Екатеринбург, 1999, N1, с.77-83.

51. Халезов Б.Д. Кинетика растворения минералов меди и цинка.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ,, 1999, №2, с.63-72.

52. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Сырьевая база подземного и кучного выщелачивания.//Горный информационноаналитический бюллетень, М., МГГУ, 2002, N5, с. 142-147.

53. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Кучное выщелачивание на Николаевском руднике ВКМХК.//Горный информационноаналитический бюллетень. М., МГГУ, 2002, N6, с. 199-208.

54. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Неживых В.А., Тверяков А.Ю. Кучное выщелачивание на Коунрадском руднике.//Горный информационноаналитический бюллетень. М., МГГУ, 2002, N7, с.209-217.

55. Халезов Б.Д., Неживых В.А. Кучное выщелачивание меди на Кальмакырском руднике АГМК.//Горный информационно-аналитический бюллетень.

М., МГГУ, 2004, N9, с.245-250.

56. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Овчинникова Л.А., Павличенко Г.А. Исследование извлечения сульфидов меди и цинка из медно-цинковых сернокислых растворов.//Горный информационно-аналитический бюллетень. М., МГГУ, 2005, №1, 261-265.

57. Халезов Б.Д., Неживых В.А. Полупромышленные и промышленные испытания извлечения меди в барабанном цементаторе.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №2, с.269 – 271.

58. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Макурин Ю.Н., Быков Н.А. Извлечение цинка из растворов выщелачивания медно-цинковых руд.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №3, 260-265.

59. Халезов Б.Д., Неживых В.А., Овчинникова Л.А. Полупромышленные испытания гидросульфидного способа извлечения цинка из растворов кучного выщелачивания.//Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №4, 278-279.

60. Халезов Б.Д., Ватолин Н.А., Макурин Ю.Н., Быков Н.А. Исследование извлечения меди в барабанном цементаторе.//Горный информационноаналитический бюллетень, М., МГГУ, 2005, №5, 302-311.






© 2011 www.dissers.ru - «Бесплатная электронная библиотека»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.