Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему

Повышение эффективности обогащения медно-молибденовых руд на основе комбинирования флотационной и биогидрометаллургической технологии

ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации по теме "Повышение эффективности обогащения медно-молибденовых руд на основе комбинирования флотационной и биогидрометаллургической технологии"

САМБУУ ХАНДМАА

ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД НА ОСНОВЕ КОМБИНИРОВАНИЯ ФЛОТАЦИОННОЙ И БИОГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ТЕХНОЛОГИИ

Специальность 25.00.13- «Обогащение полезных ископаемых»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва 2011

4840237

Работа выполнена в ГОУ ВПО «Московский государственный горный университет»

Научный руководитель:

кандидат технических наук, доцент Пестряк Ирина Васильевна

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Вигдергауз Владимир Евелевич;

кандидат технических наук, доцент Игнаткина Владислава Анатольевна

Ведущая организация:

ФГУП ГНЦ «Институт «Гинцветмет»

Защита состоится 23 марта 2011 г. в 15 часов на заседании диссертационного совета Д 212.128.08 при Московском государственном горном университете по адресу: 119991, ГСП-1, Ленинский проспект, 6.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Московского государственного горного университета.

Автореферат разослан 22 февраля 2011 г.

Ученый секретарь диссертационного совета, доктор технических наук,

профессор

Шек Валерий Михайлович

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Важным резервом повышения эффективности обогащения медно-молибденовых руд является применение комбинированных технологий, позволяющих создать условия для извлечения из руд минеральных компонентов с существенно отличающимися физико-химическими свойствами. Для руд месторождения Эрдэнэтиин-Овоо, характеризующихся сложным минеральным составом с присутствием меди в форме сульфидных и окисленных минералов и значительным взаимопрорастанием зерен медных минералов с пиритом, перспективным методом решения задачи повышения технико-экономических показателей переработки является применение комбинирования флотационной и биогидрометаллургической технологии.

Значительная часть потерь меди и молибдена (около 15%) при обогащении медно-молибденовых руд связана с промпродуктовым циклом, где скапливаются минеральные фракции с относительно высоким содержанием ценных компонентов и низкой флотируемостью. Промпродуктовые фракции являются наиболее перспективным объектом для применения комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии благодаря возможности извлечения ценных компонентов как в виде легкофлотируемых свободных зерен, так и из не извлекаемых флотацией открытых и закрытых сростков ценных минералов с пиритом и минералами вмещающих пород.

Методической основой для решения поставленной задачи являются результаты исследования ученых России и Монголии в области моделирования и разработки новых технологий, предполагающих сочетание традиционных обогатительных и гидрометаллургических способов переработки.

Целью работы является установление закономерностей извлечения ценных компонентов из фракций сложного минерального состава с применением флотационного и биогидрометаллургического процессов и разработка комбинированной схемы обогащения промпродуктов цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд.

Идея работы заключается в применении сочетания методов флотационного обогащения, бактериального и кислотного выщелачивания для полного и эффективного извлечения различных минеральных форм ценных компонентов.

Методы исследований. В работе применялись минералогический и фазовый анализ руды и продуктов обогащения, термодинамическое моделирование процессов окисления и выщелачивания, лабораторные и полупромышленные исследования процессов селективной флотации, кислотного и бактериального выщелачивания, сорбции и экстракции, математическая обработка результатов экспериментов.

Научные положения, разработанные соискателем, и их новизна:

1. Установлено, что в промпродуктах цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд концентрируются минеральные фракции с высоким относительным содержанием окисленных медных минералов (до 15%), шламовых фракций (до 20%), раскрытых и закрытых сростков ценных компонентов с пиритом и породными минералами (до 28%), пониженным содержанием карбонатных минералов кальция и магния (не более 0,1%). Впервые обоснована целесообразность применения для обогащения промпродуктов комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии.

2. Определены зависимости извлечения меди из промпродуктов с применением процессов флотации, кислотного и бактериально-кислотного выщелачивания от щелочности среды, плотности и температуры пульпы, Впервые обоснованы граничные условия комбинированного применения способов (крупность измельчения 72-75% кл. -74 мкм и рН флотации 10,2-10,5), обеспечивающие подавление флотации пиритных фракций и бедных сростков и их концентрирование в продукте, направляемом на бактериальное выщелачивание.

3. Научно обоснована флотационно-биогидрометаллургическая схема переработки промпродуктов, включающая операции классификации промпродукта и доизмельчения песковой фракции, флотационного извлечения фракций раскрытых зерен сульфидных медных минералов, бактериально-кислотного выщелачивания меди из сростков с пиритом и породными минералами, сорбционно-электрохимического извлечения меди из растворов, обеспечивающая стадиальное извлечение фракций минералов меди с различающимися физико-химическими свойствами.

4. Разработана комбинированная технология обогащения промпродуктов цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд, включающий их измельчение до крупности 73-75% класса -74 мкм, флотацию сульфидных минералов при рН 10,3-10,5, бактериальное выщелачивание хвостов промпродукговой флотации при начальном рН раствора от 2,1 до 2,3 при температуре 32-35°С, жидкофазную экстракцию растворенной меди и электролиз элюатов реэкстракции.

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов подтверждаются удовлетворительной сходимостью расчетных оценок и экспериментально измеренных значений параметров процессов рудоподготовки и обогащения (коэффициент детерминированности 1Ч2 = 0,75-0,96), положительными результатами опытно-промышленных испытаний.

Научное значение работы заключается в установлении закономерностей обогащения сложных минеральных комплексов медно-молибденовых руд флотационным и биогидрометаллургическим способом и выборе граничных условий их комбинированного применения.

Практическое значение работы заключается в разработке комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии переработки промпродуктов цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд, обеспечивающего повышение извлечения меди на 0,8% и сокращение затрат на переработку на 0,5%.

Реализация результатов работы. Разработанная схема обогатительно-биогидрометаллургической переработки промпродуктов испытана и рекомендована к внедрению на обогатительной фабрике предприятия «Эрдэнэт» с ожидаемым экономическим эффектом 10,2 млн. руб. в год.

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, МГГУ, 2008-2010 гг.), Международном конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, МИСиС, 2003, 2009 гг.), на Международной научно-практической конференции «Горная технология, экономика и экология» (Улаанбаатар, 2005 г.), на Международной научно-практической конференции, посвященной тридцатилетию технологического университета им. Ш. Отгонбилега (г. Эрдэнэт, 2008 г.), семинарах кафедр «Обогащение полезных ископаемых» МПИ и МГГУ (2009-2010 гг.).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 7 работах, из них 3 статьи - в журналах из перечня ВАК Минобрнауки России.

Объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения, библиографического списка использованной литературы из 120 наименований, содержит 17 рисунков и 25 таблиц.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Недостатком канонических схем обогащения медно-молибденовых руд является перегрузка операций флотации фракциями промежуточной флотируемое™, низкое извлечение окисленных и переизмельченных минералов, вызывающие снижение качества получаемых концентратов и увеличение потерь ценных компонентов.

Биогидрометаллургический метод нашел применение в переработке окисленных руд и техногенных продуктов, которые не подлежат обогащению с применением традиционной технологии вследствие низкой флотируемости минералов и значительных расходов реагентов. Возможность извлечения минеральных фракций с существенно различающимися физико-химическими свойствами послужила основой для выбора комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии для повышения эффективности переработки промпродуктовых фракций медно-молибденовых руд.

1. Исследование состава и свойств промпродуктов обогащения медно-молибденовых руд

В промпродукте схемы коллективной флотации обогатительной фабрики СП

«Эрдэнэт» объединяются камерный продукт перечистной флотации и пенный продукт контрольной флотации. В промпродукте концентрируются фракции промежуточной флотируемости. По канонической схеме промпродукт направляется в голову процесса, что ведет к накапливанию фракций промежуточной флотируемости и перегрузке всего флотационного передела. При переработке промпродукта в отдельном цикле, включающем операции классификации, доизмельчения и флотации, для простых по минеральному составу руд удается получить кондиционный концентрат и отвальные хвосты. Для смешанных медно-молибденовых руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике СП «Эрдэнэт», такая цель не достигается.

Результаты минералогического анализа исходной руды, промпродукта и конечных хвостов, представленные в табл.1, показывают, что в промпродукте концентрируются вторичные сульфидные и окисленные минералы меди, а также сростки медных минералов с пиритом.

Массовая доля вторичных сульфидных минералов меди в промпродукте возрастает на 10-60% относительно исходной руды. Массовая доля окисленных минералов меди возрастает в 5 раз. Общая массовая доля сульфидных минералов в промпродукте в 2,5 раза выше, чем в исходной руде, и в 3,4 раза - чем в отвальных хвостах (табл.1). Увеличение содержания окисленных и вторичных сульфидных минералов меди делает возможным и целесообразным применение технологии кислотного выщелачивания.

Таблица 1

Минеральный состав руды и основных продуктов обогащения

№№ Минералы Содержание минералов, %

В промпродукте (абс/отн) В руде В отв. хвостах

1 Халькозин 0,06/12,9 0,04 0,017

2 Ковеллин 0,03/6,4 0,02 0,008

3 Халькопирит 0,20/42,9 0,86 0,1

4 Борнит 0,06/12,9 0,05 0,02

5 Теннантит 0,016/3,5 0,01 0,003

6 Окисл. минералы меди 0,1/21,4 0,02 0,017

7 Молибденит 0,015 0,03 0,012

8 Пирит 18,3 3,7 3,5

9 Окисл.минералы железа 0,3 0,3 0,33

10 Кварц 24,4 35,7 36,6

11 Полевой шпат 41,5 45,0 45,5

12 Серицит 15,0 11,5 10,9

13 Кальцит, магнезит, доломит 0,8 2,8 3,0

Итого 100,0 100,0 100,0

Повышенная сульфидоносность промпродукта является благоприятным фактором для продуктивной деятельности бактерий типа ТЫоЬасШиз Реггоох1с)алз и ТЫоЬасШиэ ТЫоох^апз.

Другой особенностью исследованного промпродукта является тот факт, что в нем происходит снижение в 4 раза массовой доли карбонатных породообразующих минералов (табл.1), что также является благоприятным фактором для применения технологии кислотного и бактериального выщелачивания.

Микроскопический анализ показывает, что при крупности измельчения 72-75% класса -74 мкм большая часть (73,14%) минералов меди находится в свободном виде (табл.2). Однако уровень их извлечения флотацией недостаточен (62-75%). Микроскопические исследования показали, что другой причиной низкого извлечения минералов меди, особенно вторичных сульфидов, являются образующиеся на них поверхностные пленки, а также значительная доля шламовых фракций (класс -10 мкм), плохо извлекающихся флотацией.

Таблица 2

Степень распространения и раскрытия минералов меди

Параметры Классы крупности, мкм Итого

-44 +44 -80 +80 -100 +100 -160 +160 -200 +200

окисленные минералы

Выход, % 46,87 18.9 18,95- 9,32 3,49 2,47 100,0-

Содержание, % 0,079 0,021 0,02 0,02 0,02 0,02 0,048

Распределение, % 77,39 8,29 7,92 3,89 1,47 1,04 100,0

В свободных зернах, % 91,28 26,03 3,32 2,18 - - 73,14

В открытых сростках 8,72 72,98 95,01 94,23 86,23 78,0 26,30

В закрытых сростках - 0,98 1,67 3.59 13,77 22,0 0,56

в т.ч. с пиритом - 0,49 0,82 1,75 6,78 11,4 0,28

вторичные сульфидные минералы

Содержание, % 0,13 0,14 0,15 0,15 0,15 0,15 0,14

Распределение, % 72,2 8,4 8,5 5,1 2,5 2,5 100,0

В свободных зернах, % 91,3 34,2 24,3 13,2 2,3 1,3 73,1

В открытых сростках 8,7 65,8 68,0 74,2 76,2 77,0 22,3

В закрытых сростках - - 7,7 12,6 21,5 21,7 4,6

в т.ч. с пиритом I- - 3,8 6,6 11,2 11,3 2,4

халькопирит

Содержание, % 0,44 0,45 0,46 0,46 0,46 0,46 0,45

Распределение, % 71,8 8,3 8,4 5,6 2,7 2,6 100,0

В свободных зернах, % 91,5 35,1 25,1 13,4 2,3 1,5 73,9

В открытых сростках 8,5 64,5 68,2 74,1 74,2 75,4 21,3

В закрытых сростках - 0,4 6,7 12,5 23,5 23,1 4,8

в т.ч. с пиритом - - 3,9 6,8 12,3 12,9 2,8

Значительная доля минералов меди, находящихся в открытых (26,3%) и закрытых (2,24%) сростках, обуславливают невозможность получения богатого концентрата и значительные потери меди с отвальными хвостами.

Таким образом, проведенными исследованиями показано, что промпродукты цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд характеризуются повышенным содержанием в них вторичных сульфидных и окисленных минералов меди (57,1%), повышенным содержанием пирита (18,3%), сниженным содержанием карбонатных породообразующих минералов (до 0,1%), значительной долей сростков (до 28%), включая закрытые сростки с пиритом, что позволяет рекомендовать для их обогащения комбинированную флотационно-биогидрометаллургическую технологию.

2. Выбор и обоснование параметров процессов флотации и выщелачивания промпродуктов цикла коллективной флотации

В случае как химического, так и бактериального выщелачивания протекающие химические процессы подчиняются основным термодинамическим законам. Применение методики термодинамического моделирования позволяет определить оптимальные условия для растворения окисленных минералов меди, образующихся вследствие протекающих окислительных процессов.

Для установления закономерностей образования и .концентрирования ионов меди в фильтратах выщелачивания был проведен термодинамический анализ процессов окисления и растворения минералов меди, карбонатных породообразующих минералов. Результаты расчетов, представленные в виде уравнений реакций межфазных переходов, соответствующих им соотношений между концентрациями ионно-молекулярных компонентов реакций и диаграмм термодинамически стабильных соединений в координатах !д[Си2+] - рН и 1д[С03] -рН, представляют собой физико-химические модели, позволяющие оценить достижимые концентрации ионов металлов в фильтратах выщелачивания.

Результаты термодинамических расчетов (рис.1) показали, что на поверхности минералов в условиях флотации и выщелачивания протекают существенно различающиеся химические процессы.

Процессы флотации протекают в условиях образования на поверхности медных минералов окисленных соединений типа гидроокислов и гидроксокарбонатов меди (рис.1а), эффективно взаимодействующих с ионогенными собирателями, обеспечивающими гидрофобизацию и флотацию. Карбонатные породообразующие минералы (кальцит, магнезит и доломит) находятся при этом в устойчивом состоянии, а концентрация карбонатных ионов не превышает 10'2 моль/л (рис.1 б).

сцощ,

I '!

ю-су

10 12 14

\ \

ч л

\\ Iй СО) н-

.' ш о, л

V. Г1 ^

—р^ , "

\ /

\ Ч /

ж

МдСОя

7 I V

СаМд(СОЛ

I

мд(он),

Са(ОН)/ '

Рис. 1. Диаграммы термодинамической стабильности окисленных соединений меди (а) и породообразующих минералов (б - кальцита, в - магнезита, г - доломита) в условиях флотации и выщелачивания; 1 - область коллективной флотации; 2 -область кислотного выщелачивания; 3 - область бактериального выщелачивания; 4 - область аммонийного выщелачивания

В условиях выщелачивания на поверхности сульфидных минералов меди протекает окислительная реакция, сопровождающаяся образованием хорошо растворимых соединений меди и железа (при рН менее 2,0), не препятствующих доступу окислителя к поверхности минерала.

Анализ реакций растворения окисленных минералов меди в кислой среде и построенных на их основе диаграмм термодинамической стабильности (рис. 1а) показал, что в кислой среде возможно получение наиболее концентрированных по меди растворов. Ведение процесса выщелачивания в слабокислой среде значительно снижает равновесную концентрацию ионов меди и, следовательно, эффективность выщелачивания. Так, достижимая концентрация ионов меди при рН = 5-6 (наблюдаемом при выщелачивании в растворе сульфата аммония) составляет 1СГ4 - 10"3 моль /л (6 мг/л - 60 мг/л). Это может привести к низкой эффективности выщелачивания или необходимости ведения процесса в сильно разбавленных пульпах.

К негативному эффекту будет приводить и подщелачивание растворов при протекании процессов гидролиза карбонатных ионов. Для оценки вероятности протекания процессов гидролиза были изучены реакции растворения карбонатных породообразующих минералов в условиях кислотного выщелачивания. Анализ диаграмм термодинамической стабильности, представленных на рис. 1 б,в,г, показал, что кальцит, магнезит и доломит разлагаются в кислой и сильно кислой среде при рН больше 4-5. Следовательно, избежать реакций гидролиза и подщелачивания в присутствии карбонатных породообразующих минералов невозможно, а необходимым условием повышения эффективности кислотного выщелачивания становится удаление этих минералов и применение технологии кислотного выщелачивания для продуктов, обедненных карбонатными породообразующими минералами.

Экспериментальные исследования проводились в гидрометаплургической лаборатории Технологического Института им. Ш.Отгонбилэга при СП "Эрдэнэт". Выщелачивание было проведено при естественной (непринудительной) аэрации. При подготовке пульпы исходный продукт крупностью 72-75% кл. -74 мкм смешивался с кислотой или регенерированным бактериальным раствором при заданном соотношении Т:Ж. В ходе испытаний выдерживали необходимую кислотность среды и температуру. В процессе эксперимента проводили химические и фазовые анализы отдельно твердой и жидкой фаз. В начальной стадии в процесс подавались необходимые для поддержания биомассы питательные соли. Применение эффективной биомассы и создание оптимальных условий для ее роста в начале процесса позволило довести концентрацию клеток до 2,5*109 кл/мл.

Испытывались следующие способы выщелачивания: серной кислотой, серной кислотой после бактериального окисления, сульфатом аммония, сульфатом аммония после бактериального окисления, совмещенным бактериальным и сернокислотным выщелачиванием (рис.2). Перед процессом выщелачивания промпродукт доизмельчался до крупности 75% кл. -74 мкм и проводились операции основной и контрольной коллективной флотации сульфидов при рН=10,3-10,4.

При сравнительном изучении результатов выщелачивания хвостов промпродуктовой флотации было установлено, что по скорости перехода меди в раствор и конечному извлечению меди в раствор исследованные процессы следует расположить в следующей последовательности (рис.За): 1 - совмещенное бактериальное и сернокислотное выщелачивание; 2 - прямое кислотное выщелачивание; 3 - кислотное выщелачивание с предварительным биоокислением.

Анализ щелочности среды показал, что применение бактериального выщелачивания сопровождается подкислением растворов, что предотвращает выпадение ионов железа в виде гидроокислов и способствует более быстрому выщелачиванию (рис. 36). Смещение рН в кислую область также увеличивает конечное извлечение меди в раствор.

и

Проба »

Де ш л ам а и и я

И

Проба

I

Дешламация

рН = 1,7-2,2

Биоокисление

р Н »2 ,1 - 2.5

Кислотное выщелачивание

Декантация

1-1

М ед ьсодержа Кек

щий растаор выщелачивания

Декантация

1-1

Медьсодержа К е к

щий раствор выщелачивания

>фат [Щ

р Н = 5 .6 - «,5

Биовышелачивакяе

рН-2,1 - 2.2

Кислотное 6и01ышел1чив1ние

Дскантаии я_

I I

Медьсодержа К в к

щий раствор выщелачивания

Декантация

I-!

Медьсодержа Кек

щв & раствор выщелачивание

Рис. 2. Схемы опытов по выщелачиванию промпродукта цикла коллективной флотации; а - кислотное выщелачивание с предварительным биоокислением; б - с прямым кислотным выщелачиванием; в - с бактериально-аммонийным выщелачиванием; г - с совмещенным кислотным и бактериальным выщелачиванием

Продолжительность, сут Продолжительность, сут

Рис.3 Зависимости извлечения меди в раствор (а) и изменения рН от времени эксперимента: 1 - аммонийное выщелачивание; 2 - бактериально-аммонийное выщелачивание; 3 - бактериальное окисление; 4 -сернокислотное выщелачивание; 5 - бактериально-кислотное выщелачивание

Наилучшие результаты процесса выщелачивания получают при температуре 32-35°С и плотности пульпы 50% (соотношении Т:Ж 1:1, рис. 4а). Характерно, что при бактериально-кислотном выщелачивании лучшие результаты достигаются при относительно более низких температурах, чем при кислотном выщелачивании (рис. 46), что позволяет рекомендовать бактериально-кислотное выщелачивание для предприятий, эксплуатируемых в холодном климате.

«1

02 -В

160

5 50

40

>

Ш >

X г

о □ 11 г]

20

30 40 50

Плотность пупьпы,%

20

30 40 50

Темперэтура пульпы,С

Рис.4. Зависимость извлечения меди в раствор при выщелачивании от плотности (а) и температуры (б) пульпы: 1 - бактериально-кислотном; 2 -кислотном (при расходе кислоты 15 г/кг, времени выщелачивания - 4 суток)

Важным фактором, определяющим общую эффективность процессов флотации и выщелачивания, является режим измельчения и флотации. В качестве критерия оценки эффективности флотации были выбраны флотируемости фракций халькопирита и пирита. Условия эффективной флотации фракции халькопирита соответствуют условиям полной флотации других сульфидных минералов меди. Извлечение фракции пирита в концентрат приводит к. снижению качества флотационного концентрата. Напротив, подавление флотации фракции пирита повышает качество флотационного концентрата и, кроме того, повышает сульфидоносность питания операции бактериального выщелачивания.

Анализ результатов флотационных опытов и минералогический анализ исходного питания и продуктов разделения позволяет рекомендовать интервал рН от 10,2 до 10,5 при крупности измельчения от 72 до 75% кл. -74 мкм как граничные условия, обеспечивающие рациональную глубину обогащения промпродукта флотационным способом с последующей переработкой отходов флотации биогидрометаллургическим способом (рис.5).

Рис.5. Зависимости извлечения минеральных фракций во флотационный концентрат от рН пульпы (а) и крупности измельчения промпродукта (б): 1 - фракция халькопирита; 2 - фракция пирита

Таким образом, в результате проведенных исследований установлены зависимости параметров и показателей процессов кислотного и биогидрометаллургического выщелачивания от основных технологических параметров (продолжительности, рН среды, плотности и температуры пульпы) и показано, что эффективность процесса бактериального кислотного выщелачивания связана как с промотирующим окислительным действием, так и с автоподкислением жидкой фазы вследствие жизнедеятельности бактерий. Установленные рациональные параметры процессов флотации и выщелачивания обеспечивают эффективное стадиальное извлечение из промпродукта минералов меди с существенно отличающимися физико-химическими свойствами.

3. Выбор и обоснование схемы флотационно-биогидрометаллургической переработки промпродуктов

Дальнейшим этапом исследований являлся выбор и обоснование схемы бактериально-кислотного выщелачивания. Исследования проводились на укрупненной лабораторной установке, позволяющей поддерживать процесс выщелачивания при заданной температуре и других технологических параметрах.

В начале испытания пульпу смешивали с бактериальной питательной средой, состоящей из раствора железного купороса с концентрацией 3 г/л и культуры ТЫоЬасШив РеггоохМапэ. При выщелачивании происходила постоянная регенерация ионов Ре3* биомассой, и его содержание поддерживалось на максимальном уровне. Продолжительность проведения опыта составляла до 168 час.

В ходе испытаний выдерживали заданное соотношение Т:Ж, кислотность среды и температуру. В процессе эксперимента проводили химические и фазовые анализы отдельно твердой и жидкой фаз. В процесс подавались необходимые для поддержания биомассы питательные соли. Применение биомассы и создание оптимальных условий для ее роста позволило поддерживать концентрацию клеток на уровне 0,9 - 2,1*109 кл/мл.

Результаты опытов (табл.3) подтвердили результаты лабораторных исследований и показали, что наилучшие результаты достигаются при использовании бактериально-кислотного выщелачивания с одновременной загрузкой биомассы и кислоты при плотности пульпы 50% (Т:Ж = 1:1) и повышенной температуре среды (32-36°С). Этот способ был реализован при дальнейших исследованиях, целью которых были обоснование и выбор комбинированной схемы переработки промпродуктовой фракции.

Таблица 3

Результаты испытаний режимов выщелачивания хвостов промпродуктового цикла

№ Режим выщелачивания Соотнош. Начальное Конечное Извлечение

Т:Ж pH р-ра pH р-ра меди в раствор, %

при температуре 32-36иС

1 Бактериально-кислотный, с 1:3 2,41 2,2 63,1

одновременно загрузкой 1:2 2,32 2,15 65,2

биомассы и кислоты 1:1 2,23 2,12 65,4

2 Бактериально-кислотный, с 1:3 2,32 2,92 62,1

предварительной загрузкой 1:2 2,21 2,64 64,1

биомассы 1:1 2,02 2,50 65,0

3 Сернокислотный 1:3 2,44 2,95 58,1

1:2 2,30 2,82 60,2

1:1 2,18 2,73 61,4

при температуре 20-24иС

1 Бактериально-кислотный, с 1:3 2,36 2,18 54,1

одновременной загрузкой 1:2 2,28 2,14 56,2

биомассы и кислоты 1:1 2,18 2,10 57,4

2 Бактериально-кислотный, с 1:3 2,28 2,88 51,1

предварительной загрузкой 1:2 2,20 2,61 52,2

биомассы 1:1 2,00 2,45 53,4

3 Сернокислотный 1:3 2,41 2,91 . 50,1

1:2 2,30 2,80 52,2

1:1 2,18 2,71 53,4

При выборе принципиальной схемы флотационно-биогидро-металлургической переработки промпродуктов рассматривались три варианта. Первая схема (рис. 5а) предполагала проведение операции

выщелачивания хвостов промпродуктовой флотации, проводимой после необходимого доизмельчения песковой фракции. На флотацию поступал материал крупностью 72% класса -74 мкм, на выщелачивание - продукт крупностью 67% кл. -74 мкм. По второй схеме на выщелачивание направлялась песковая фракция операции классификации с содержанием класса -74 мкм 60,5%.

Копл. концентрат

Промпродукт

Классификация

Колл концентрат

Сгущение

Выщелачивание

Экстракция -элюирсвание -электролиз

Отвальный прод. Катодная медь

Катодная медь Отвальный прод.

Лромпродукг

Классификация

Флотация

Колл.концентрат

Сгущение

Выщепачнааша

Экстракция -элюирование -элеюролиз

Рис. 5. Принципиальные схемы узла комбинированной флотационно-гидрометаллургической переработки промпродукта цикла коллективной флотации:

а - с доизмельчением песковой фракции промпродукта; б - с выщелачиванием песковой фракции промпродукта; в - с выщелачиванием песковой фракции и хвостов флотации шламовой фракции промпродукта

Катодная медь

Отвальный прод.

Третья схема (рис.5в) предполагала направление на выщелачивание смешанного продукта, включающего хвосты флотации и песковую фракцию операции классификации, с крупностью 62,5% класса -74 мкм.

Сравнение эффективности представленных вариантов проводилось в полупромышленных условиях с применением технологии бактериально-кислотного

выщелачивания. Испытания показали, что наилучшие результаты достигаются при использовании схемы с доизмельчением песковой фракции промпродукта и выщелачиванием хвостов промпродуктовой флотации (рис.5а).

Результаты минералогического анализа минералов меди в отвальных хвостах выщелачивания показали, что из них на 70-85% извлекаются поверхностно измененные зерна и закрытые сростки сульфидных, вторичных и окисленных минералов меди.

Таблица 5

Технико-экономические показатели комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии обогащения медно-молибденовых руд

Характеристика схемы Извлечение в Извлечение Суммарное

переработки руды товарные флотац. при выщелачив. извлечение, %

концентраты, % и электролизе, %

Си Мо Си Мо Си Мо

Флотационная схема (исх.) 84,22 44,50 - - 84,22 44,50

Комбинир. схема с доизмельч. 84,02 44,30 1,40 0,20 85,42 44,50

промпродукта и выщелач.

хвостов флотации

Комбинир. схема с выщелач. 83,45 44,10 1,60 0,25 85,05 44,35

песковой фракции

Комбинир. схема с выщелачив. 83,60 44,05 1,53 0,22 85,13 44,27

песковой фракции и хвостов

флотации

Таким образом, в результате проведенных исследований выбраны рациональные параметры и схема переработки промпродуктов, позволяющие более полно извлекать ценные компоненты за счет стадиального извлечения раскрытых первичных сульфидных минералов меди с использованием процесса флотации, а также поверхностно измененных зерен и закрытых сростков сульфидных минералов меди, вторичных и окисленных минералов меди с применением биогидрометаллургической технологии.

4. Разработка комбинированной технологии обогащения медно-молибденовых промпродуктов

Полупромышленные исследования проводились на укрупненной флотационно-гидрометаллургической установке обогатительной фабрики СП «Эрдэнэт». Принципиальная схема комбинированной переработки промпродуктов схемы коллективной флотации, приведенная на рис.6, включает классификацию и

доизмельчение промпродукта до крупности 72-75% класса -74 мкм, основную, перечистную и контрольную флотацию сульфидов меди и молибдена, дешпамацию хвостов флотации и их биогидрометаллургическую переработку по режиму с одновременной загрузки биомассы и кислоты.

. исходное питание Основная коллективная флотация

ч

1-я перечистная флот. 1-2-я контрольная флог.

I ^^г

2-я персчистная флот. Классификация

Промпродуктовая флотация Переч. промпр. флотация Контр, промпр. флотация

Дешламвция

Биоаыщелачиванис

Декантация

Медьсодержащий раствор '

на сорбцию или экстракцию Хвосты

Рис.6. Принципиальная схема обогащения медно-молибденовых руд с применением комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии

Флотацию вели при относительно высоких рН (10,2-10,5), что превышало значение рН в контрольных опытах, без применения технологии бактериального выщелачивания (9,8-10,1). Это необходимо для того, чтобы пиритные сростки оставались в камерном продукте, а не переходили во флотационный концентрат, снижая его качество или теряясь в последующих операциях.

Камерный продукт контрольной промпродуктовой флотации в операции дешламации сгущали до плотности 50% твердого (Т:Ж = 1:1), что обеспечивало минимизацию объемов используемого оборудования и снижение расхода серной кислоты.

/

Концентрат

Процесс бактериального и кислотного выщелачивания вели одновременно при температуре 32-35°С в течение 3-5 суток, что обеспечивало максимально достижимое окисление медно-пиритных сростков (на 85-90%) и переход медных минералов в виде ионов в раствор. Щелочность среды в операции выщелачивания поддерживали в интервале рН 2,1-2,3, что обеспечивало благоприятные условия для жизнедеятельности бактерий и непосредственно для процесса химического выщелачивания.

После проведения процесса выщелачивания отфильтрованную жидкую фазу направляли на операции жидкофазной экстракции, кислотной реэкстракции и электролиза элюата, обеспечивающие извлечение меди в конечную продукцию -катоды на уровне 98,5-99%.

Результаты полупромышленных испытаний показали, что разработанная комбинированная технология обогащения промпродутов схемы переработки медно-молибденовых руд, включающая их измельчение до крупности 72-75% класса -74 мкм, флотацию сульфидных минералов при рН 10,3-10,5 и бактериальное выщелачивание хвостов сульфидной флотации при рН от 2,1 до 2,3 при температуре 32-35°С в течение 3-х суток, обеспечивает суммарное повышение извлечения меди на 0,8% при сокращении себестоимости получаемой товарной продукции на 0,5%. Технология принята к промышленному освоению на монголо-российском СП «Эрдэнэт». Ожидаемый экономический эффект от внедрения комбинированной технологии обогащения медно-молибденовых руд составляет 12,2 млн. руб. в год.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертационной работе дано новое решение актуальной научной задачи повышения эффективности переработки промпродуктов обогащения медно-молибденовых руд на основе комбинирования флотационной и биогидрометаллургической технологии, обеспечивающего повышение извлечения меди и снижения себестоимости товарной продукции.

Основные результаты, полученные лично автором, заключаются в

следующем:

1. Установлено, что в промпродукте цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд происходит концентрирование фракций промежуточной флотируемости с повышенным содержанием в них вторичных сульфидных (до 20%) и окисленных (до 15%) минералов меди, шламовых фракций (до 20%), повышенным содержанием открытых и закрытых сростков минералов меди с пиритом и породными минералами (до 28%). Впервые показано, что промпродукт характеризуется сниженным содержанием карбонатных породообразующих

минералов (0,8%), что благоприятно для применения биогидрометаллургической технологии.

2. Установлены зависимости показателей и параметров процессов кислотного и биогидрометаллургического выщелачивания лромпродуктов от продолжительности, температуры и плотности пульпы, кислотности среды. Показано, что наибольшая скорость растворения и степень извлечения меди из промпродукта достигается бактериально-кислотным выщелачиванием с одновременной загрузкой биомассы и кислоты, характеризующимся непрерывным смещением рН раствора в кислотную область, обеспечивающим условия для высокой скорости выщелачивания за счет повышения активности бактерий и растворимости окисленных соединений меди.

3. Установлены рациональные параметры процессов флотации и бактериального кислотного выщелачивания лромпродуктов, обеспечивающие эффективное вскрытие ценных компонентов из полиминеральных комплексов с минимальными расходами кислоты и других материалов и сред. Впервые обоснованы граничные условия комбинированного применения способов (крупность измельчения 72-75% кл. -74 мкм и рН флотации 10,2-10,5), обеспечивающие подавление флотации пиритных фракций и сростков и их концентрирование в продуете, направляемом на бактериальное выщелачивание.

4. Разработана научно обоснованная флотационно-биогидро-метаплургическая схема переработки промпродуктов, включающая операции классификации промпродукта и доизмельчения песковой фракции, флотационного извлечения фракций раскрытых зерен сульфидных медных минералов, бактериально-кислотного выщелачивания меди из сростков с пиритом и породными минералами, обеспечивающая стадиальное извлечение фракций минералов меди с различающимися физико-химическими свойствами.

5. Разработана комбинированная технология обогащения промпродутов схемы переработки медно-молибденовых руд, включающая их измельчение до крупности 72-75% класса -74 мкм, флотацию сульфидных минералов при рН 10,310,5 и бактериальное выщелачивание хвостов сульфидной флотации при начальном рН раствора от 2,1 до 2,3 при температуре 32-35°С в течение 3-5 суток, жидкофазную экстракцию растворенной меди и электролиз элюатов реэкстракции.

6. Результатами полупромышленных испытаний показано, что комбинированная технология переработки промпродуктов цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд на СП «Эрдэнэт» обеспечивает повышение извлечения меди в товарную продукцию на 0,8% и снижение себестоимости переработки на 0,5% с ожидаемым годовым экономическим эффектом 12,2 млн. руб.

Основные положения диссертационной работы опубликованы в следующих

печатных трудах:

1. Пестряк И.В., Морозов В.В., Хандмаа С., Баатархуу Ж. Обогащение промпродуктов переработки медно-молибденовых руд с применением комбинированной флотационно - биогидрометаплургической технологии // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2011. -№2. - С. 233-240.

2. Хандмаа С. Исследования по переработки хвостов промпродуктовой флотации обогатительной фабрики совместного предприятия «Эрдэнэт» методом биогидрометаллургического выщелачивания // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2008. -№1. - С. 223-234.

3. Баатархуу Ж., Туя Ц„ Хандмаа С. Комбинированная технология переработки медно-порфировых руд II Горный журнал. -2004. - № 8. - С. 69-73.

4. Пестряк И.В., Баатархуу Ж„ Хандмаа С. Переработка промпродуктов обогащения медно-молибденовых руд на основе комбинирования флотационной и биогидрометаплургической технологии II Материалы международной научно-практической конференции «Плаксинские чтения», Казань, 2010 г. - С. 19-22.

5. Баатархуу Ж., Хандмаа С. Технологическая классификация примесей в оборотных водах ОФ, перерабатывающих руды цветных металлов // Тезисы научно-практической конференции СП «Эрдэнэт». - Эрдэнэт, 1998. - С. 48-49.

6. Хандмаа. С., Даминдсурен М. Гидрометаллургическая переработка-вторичного медьсодержащего сырья и техногенных отходов // Материалы международной научно-практической конференции «Горная технология, экономика и экология». - Улаанбаатар, 2006. - С. 311-316.

7. Хандмаа С. Технологические исследования по поизвлечению меди из хвостов промпродуктовой флотации ОФ СП «Эрдэнэт» II Тезисы докладов международной научно-практической конференции, Эрдэнэт, 2006. - СП «Эрдэнэт», 2006. - С. 38-40.

Вклад автора в работы, выполненные в соавторстве, состоял в разработке методик исследований, организации и непосредственном участии в выполнении исследований, анализе и обобщении результатов, в разработке рекомендаций и промышленном внедрении.

Подписано в печать /<£<а?.2011 Формат 60x90/16 Объем 1 п.л. Тираж 100 экз. Заказ № ш

ОИУП МГГУ. Ленинский просп., 6

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Самбуу Хандмаа

Стр.

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВА РАЗВИТИЯ МЕТОДОВ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

1Л. Флотационные методы обогащения медно-молибденовых РУД

1.2. Гидрометаллургические методы переработки медьсодержащего сырья

1.3. Развитие технологии бактериального выщелачивания

Выводы к главе

ГЛАВА 2. ИССЛЕДОВАНИЕ МИНЕРАЛЬНОГО СОСТАВА И СВОЙСТВ РУДЫ И ПРОМПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

2.1. Состав и свойства медно-молибденовых руд месторождение «Эрдэнэтийн Овоо»

2.2. Состав и свойства измельченной руды цикла коллективной флотации

2.3. Состав и свойства промпродукта цикла коллективной флотации

Выводы к главе

ГЛАВА 3. ИССЛЕДОВАНИЕ ПРОЦЕССА ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПРОДУКТОВ ЦИКЛА КОЛЛЕКТИВНОЙ ФЛОТАЦИИ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

3.1. Методика термодинамического моделирования процессов химического и бактериального выщелачивания

3.2. Термодинамический анализ процессов флотации и выщелачивания с участием медных минералов

3.3. Лабораторные исследования процессов кислотного и бактериального выщелачивания

3.4. Лабораторные исследования процессов флотации и определение рациональной глубины обогащения

Выводы к главе

ГЛАВА 4. ВЫБОР ПАРАМЕТРОВ И ОБОСНОВАНИЕ СХЕМЫ ФЛОТАЦИОННО-БИОГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОМПРОДУКТОВ

4.1. Выбор параметров биогидрометаллургической переработки промпродуктов

4.2. Выбор параметров флотации промпродуктов

4.3. Обоснование схемы флотационно-биогидрометаллургичсской переработки промпродуктов

Выводы к главе

ГЛАВА 5. РАЗРАБОТКА И ИСПЫТАНИЯ КОМБИНИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

5.1. Разработка промышленной схемы обогащения молибденовых руд с применением комбинированной флотационно-биогидрометаллургической технологии

5.2. Полупромышленные испытания технологии комбинированного флотационно-биогидрометаллургического обогащения медно-молибденовых руд

Выводы к главе

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Повышение эффективности обогащения медно-молибденовых руд на основе комбинирования флотационной и биогидрометаллургической технологии"

Повышение полноты использования минеральных ресурсов приобрело значение важного резерва повышения эффективности горнодобывающих и перерабатывающих отраслей промышленности. Актуальность этой проблемы вытекает из невозобновимости минеральных богатств недр.

Гидрометаллургические методы, в частности бактериальное выщелачивание, являются перспективными для переработки бедных труднообогатимых руд, удельный вес которых возрастает с каждым годом. Гидрометаллургический метод переработки окисленных и вторичных сульфидных руд меди, в том числе метод выщелачивания успешно используется на промышленном уровне. Были проделаны многочисленные опыты и исследования в этом направлении в Монголии, главным образом на предприятии "Эрдэнэт".

Опыт применения технологии биовыщелачивания последних лет в мировой практике показывает, что использование данной технологии является наиболее выгодным вложением средств в добывающую промышленность при обогащении руд цветных металлов с низким содержанием ценных компонентов.

Объектом исследования является комбинированная технология флотационного обогащения и бактериального выщелачивания медно-молибденовых руд. Это обусловлено тем, что использование комбинированной технологии позволяет извлечь из измельченной руды как легко флотируемые свободные зерна ценных компонентов, так и не извлекаемые флотацией открытые и закрытые сростки ценных минералов с пиритом и минералами вмещающих пород. Значительная часть потерь (около 15% потери меди и 20% потерь молибдена) при обогащении медно-молибденовых руд связана с промпродуктовым циклом, где скапливаются минеральные фракции с относительно высоким содержанием ценных компонентов и низкой флотируемостью.

Поэтому внедрение этого метода извлечения меди в производство с одной стороны экономически выгодно, а с другой стороны является прогрессивной технологией полного использования богатств природы, которая использует достижении современной науки.

Практическая актуальность применения технологии выщелачивания медных руд и концентратов обусловлена также тем, что медные окисленные минералы теряются почти 100% в хвостах промпродуктовой флотации. В связи с изменением минералогической характеристики руды предприятия "Эрдэнэт" в данной работе были исследованы возможности совмещения традиционного метода флотации сульфидных минералов с биогидрометаллургическим методом извлечения меди из хвостов промпродуктовой флотации.

Повышение эффективности переработки бедных труднообогатимых медных руд с высокой степенью окисления сульфидных минералов является актуальной научной и практической задачей. В связи с этим исследования обогатимости промпродуктов коллективной флотации, содержащими 0,15-0,5% окисленной меди, не извлекающейся традиционным флотационным методом, были проведены на основе биогидрометаллургической технологии. Базой исследований служила лаборатория гидрометаллургии Технологического Института имени Ш. Отгонбилэга (г. Эрдэнэт).

Данная работа имела цель исследовать возможность переработки промпродуктов методами флотации и выщелачивания. Для выполнения поставленной цели было необходимо решить следующие задачи.

1. Изучение химического, минералогического и петрографического структурного состава промпродуктов цикла флотации на ОФ «Эрдэнэт».

2. Определение условия для максимального извлечения меди при выщелачивании хвостов промпродуктовой флотации.

3. Исследование закономерностей процессов флотации и биовыщелачивания медных минералов из промпродуктов и факторного анализа влияния параметров режимов на результаты выщелачивания.

4. Сравнение результатов различных технологических схем выщелачивания промпродуктов флотации и выбор рациональных решений.

5. Оценки возможности и выбор граничных параметров применения комбинированных методов флотация и гидрометаллургия.

6. Проведение технико-экономической оценки эффективности комбинирования технологий флотации и биовыщелачивания при переработке хвостов промпродуктовой флотации на ОФ «Эрдэнэт».

Методической основой для решения поставленной задачи являются результаты исследования ученых России и Монголии в области моделирования и разработки новых технологий, предполагающих сочетание традиционных обогатительных и гидрометаллургических способов переработки.

Целью работы является установление закономерностей извлечения ценных компонентов из фракций сложного минерального состава с применением флотационного и биогидрометаллургического процессов и разработка комбинированной схемы обогащения промпродуктов цикла коллективной флотации медно-молибденовых

РУД

Идея работы заключается в применении сочетания методов флотационного обогащения, бактериального и кислотного выщелачивания для полного и эффективного извлечения различных минеральных форм ценных компонентов.

Методы исследований. Минералогический и фазовый анализ руды и продуктов обогащения, термохимическое моделирование процессов окисления и выщелачивания, экспериментальные исследования процессов селективной флотации, кислотного и бактериального выщелачивания, полупромышленные исследования, математическая обработка результатов экспериментов

Научные положения, разработанные соискателем, и их новизна:

1. Установлено, что в промпродуктах цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд концентрируются минеральные фракции с высоким относительным содержанием окисленных медных минералов (до 15%), шламовых фракций (до 20%), раскрытых и закрытых сростков ценных компонентов с пиритом и породными минералами (до 28%), что обосновывает целесообразность применения для их обогащения комбинированной флотационнобиогидрометаллургической технологии. Впервые показано, что промпродуктовые фракции характеризуются пониженным содержанием карбонатных минералов кальция и магния (не более 0,8%).

2. Определены зависимости извлечения меди из промпродуктов с применение процессов флотации, кислотного и бактериально-кислотного выщелачивания от щелочности среды, плотности и температуры пульпы, Впервые обоснованы граничные условия комбинированного применения способов (крупность измельчения 7275% кл. -74 мкм и рН флотации10,2-10,5), обеспечивающие подавление флотации пиритных фракций и бедных сростков и их концентрирование в продукте, направляемом на бактериальное выщелачивание.

3. Научно обоснована флотационно-биогидрометаллургическая схема переработки промпродуктов, включающая операции классификации промпродукта и доизмельчения песковой фракции, флотационного извлечения фракций раскрытых зерен сульфидных медных минералов, бактериально-кислотного выщелачивания меди из сростков с пиритом и породными минералами, сорбционно-электрохимического извлечения меди из растворов, обеспечивающая стадиальное извлечение фракций минералов меди с различающимися физико-химическими свойствами.

4. Разработан комбинированный способ обогащения промпродутов схемы коллективной флотации медно-молибденовых руд, включающий их измельчение до крупности 73-75% класса -74 мкм, флотацию сульфидных минералов при рН 10,3-10,5, бактериальное выщелачивание хвостов промпродуктовой флотации при начальном рН раствора от 2,1 до 2,3 при температуре 32-35°С, жидкофазную экстракцию растворенной меди и электролиз элюатов реэкстракции.

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов подтверждаются удовлетворительной сходимостью расчетных оценок и экспериментально измеренных значений параметров процессов рудоподготовки и обогащения (коэффициент Я2=0,75-0,96), положительными результатами опытно-промышленных испытаний.

Научное значение работы заключается в установлении закономерностей обогащения сложных минеральных комплексов медно-молибденовых руд флотационным и биогидрометаллургическим способом и выборе граничных условий их комбинированного применения.

Практическое значение работы заключается в разработке способа комбинированной флотационно-биогидрометаллургической переработки промпродуктов схемы обогащения медно-молибденовых руд, обеспечивающего повышение извлечения меди и сокращение затрат на переработку.

Реализация результатов работы. Разработанная схема обогатительно-биогидрометаллургической переработки промпродуктов испытана и рекомендована к внедрению на обогатительной фабрике предприятия «Эрдэнэт» с ожидаемым экономическим эффектом 12,2 млн. руб. в год.

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, МГГУ, 2008-2010), Международном конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, МИСиС, 2003, 2009 гг.), на Международной научно-практической конференции «Горная технология экономика и экология, Улаанбаатар, 2005 г., на Международной научно-практической конференции, посвященной тридцатилетию технологического университета им. Ш. Отгонбилега, г. Эрдэнэт, 2008 г., на семинарах кафедр «Обогащение полезных ископаемых» МПИ и МГГУ (2009-2010 гг.).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 7 работах, из них 3 статьи - в журналах по перечню ВАК Минобразования России.

Объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения, библиографического списка использованной литературы из 120 наименований, содержит 17 рисунков и 25 таблиц.

Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Самбуу Хандмаа

Основные выводы заключаются в следующем:

1. Установлено, что в промпродукте цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд происходит концентрирование фракций промежуточной флотируемости с повышенным содержанием в них вторичных сульфидных (до 20%) и окисленных (до 15%) минералов меди, шламовых фракций (до 20%), повышенным содержанием открытых и закрытых сростков минералов меди с пиритом и породными минералами (до 28%). Впервые показано. что промпродукт характеризуется сниженным содержанием карбонатных породообразующих минералов (0,8%), что благоприятно для применения биогидрометаллургической технологии.

2. Установлены зависимости показателей и параметров процессов кислотного и биогидрометаллургического выщелачивания промпродуктов от продолжительности, температуры и плотности пульпы, кислотности среды. Показано, что большей скоростью растворения и степенью извлечения меди из промпродукта характеризуется бактериально-кислотное выщелачивание с одновременной загрузкой биомассы и кислоты, характеризующееся непрерывным смещением рН раствора в кислотную область, обеспечивающем условия для высокой скорости выщелачивания за счет обеспечения функциональности бактерий и обеспечения максимальной растворимости окисленных соединений меди.

3. Установлены рациональные параметры процессов флотации и бактериального кислотного выщелачивания промпродуктов, обеспечивающие эффективное вскрытие ценных компонентов из полиминеральных комплексов с минимальными расходами кислоты и других материалов и сред. Впервые обоснованы граничные условия комбинированного применения способов (крупность измельчения 7275% кл. -74 мкм и рН флотации 10,2-10,5), обеспечивающие подавление флотации пиритных фракций и сростков и их концентрирование в продукте, направляемом на бактериальное выщелачивание.

4. Разработана научно обоснована флотационно-биогидрометаллургическая схема переработки промпродуктов, включающая операции классификации промпродукта и доизмельчения песковой фракции, флотационного извлечения фракций раскрытых зерен сульфидных медных минералов, бактериально-кислотного выщелачивания меди из сростков с пиритом и породными минералами, обеспечивающая стадиальное извлечение фракций минералов меди с различающимися физико-химическими свойствами.

5. Разработан комбинированный способ обогащения промпродутов схемы переработки медно-молибденовых руд, включающий их измельчение до крупности 72-75% класса -74 мкм, флотацию сульфидных минералов при рН 10,3-10,5 и бактериальное выщелачивание хвостов сульфидной флотации при начальном рН раствора от 2,1 до 2,3 при температуре 32-35°С в течение 3-5 суток, жидкофазную экстракцию растворенной меди и электролиз элюатов реэкстракции.

6. Результатами полупромышленных испытаний показано, что комбинированная технология переработки промпродуктов цикла коллективной флотации медно-молибденовых руд на СП «Эрдэнэт» обеспечивает повышение извлечения меди в товарную продукцию на 0,8% и снижение себестоимости переработки на 0,5% с ожидаемым годовым экономическим эффектом 12,2 млн. руб.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертационной работе дано новое решение актуальной научной задачи повышения эффективности переработки промпродуктов обогащения медно-молибденовых руд на основе комбинирования флотационной и биогидрометаллургической технологии, обеспечивающего повышение извлечения меди и снижения себестоимости товарной продукции.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Самбуу Хандмаа, Москва

1. Абрамов A.A. Технология обогащения окисленных и смешаннных руд цветных металлов.- М.: Недра. 1986г. С.302

2. Абрамов A.A. Технология обогащения руд цветных металлов. М.: Недра, 1983.-359 с.

3. Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых, М.МГГУ. 2008. в 2-х т. 417 с.

4. Авдохин В.М. Моделирование и управление флотацией сульфидов // Комплексные исследования физических свойств горных пород и процессов.- М.: МГИ, 1987.- с.35-40

5. Автоклавные процессы в цветной металлургии / Масленицкий И.Н., Доливо-Добровольский В.В., Доброхотов Г.Н., Соболь С.И. и др. М: Металлургия, 1969. - 349 с.

6. Адамов Э.В., Каравайко Г.И. Процессы бактериального выщелачивания в комбинированной технологии переработки минерального сырья // ГИАБ, Москва, 1999, №2. С.25-30

7. Адамов Э.В., Панин В.В., Воронин Д.Ю. Комбинированные технологии переработки руд цветных металлов/ В сб. 1У Конгресс обогатителей стран СНГ: Материалы Конгресса. Т. 1. - М.: Альтекс, 2003.-С. 53-54.

8. Азарян A.A., Вызов В.Ф. Кузьменко А.Б. Разработка методов и средств оперативного контроля качества минерального сырья при его добыче и переработке // Горный журнал, 2002. №3. С. -65-68.

9. Арене В.Ж. Физико-химическая геотехнология: Учебное пособие. М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2001. -656 с.

10. Баатархуу Ж. Влияние вещественного состава перерабатываемых руд на технологию обогащения// Горный журнал, Москва, 2006, С.34-37

11. Баатархуу Ж., Технология обогащения медно-порфировых руд на основе изучения их генетико-морфологических особенностей. //Эрдэнэт.: 2006г. С.182

12. Баатархуу Ж., Туя Ц., Хандмаа С. Комбинированная технология переработки медно-порфировых руд // Горный журнал, № 8. -2004 г. С.69-73.

13. Баатархуу Ж., Хандмаа С. Технологическая классификация примесей в оборотных водах ОФ, перерабатывающих руды цветных металлов // Тезисы научно-практической конференции СП Эрдэнэт, Эрдэнэт, 1998. С.48-49

14. Барский JI.A., Данильченко JI.M. Обогатимость минеральных комплексов. М.: Недра, 1977. - 240 с.

15. Батлер Д.Н. Ионные равновесия.- Л.: Наука, Ленинград, отд-ние, 1973.- 446 с.

16. Богданов О.С., Максимов И.И., Поднек А.К., Янис H.A. Теория и технология флотации руд. М.: Недра, 1990.- 364 с.

17. Бочаров В.А. Комплексная переработка руд цветных металлов с применением комбинированных технологий // Обогащениеруд, 1997. №3. С. 3-6.

18. Бочаров В.А. Комплексная переработка сульфидных руд на основе фракционного раскрытия и разделения минералов// Цветные металлы. 2002.-№2.-С. 30-37.

19. Бочаров В. А., Хачатрян Л. С., Игнаткина В. А. , Ж. Баатархуу Исследования усовершенствованного реагентного режима флотации порфировых медно-молибденовых руд // Физ.-тех.пробл.разр.полезн.ископ. 2008, №1. С.

20. Букетов Е.А., Угорец М.З. Гидрохимическое окисление халькогенов и халькогенидов.- Алма-Ата: Наука, 1975. 395 с.

21. Булах А.Г. Методы термодинамики в минералогии.- Л.: Наука, Ленингр. отд-ние, 1974,- 184 с.

22. Вайсберг Л.А., Крупна П.И., Баранов В.Ф. Развитие техники и технологии подготовки руд к обогащению// Цветные металлы. 2002. - № 2.-С. 38-45.

23. Вигдергауз В.Е., Данильченко Л.М., Саркисова Л.М. Ресурсная ценность, физико-химические особенности и методы переработки техногенного медьсодержащего сырья // Цветная металлургия. 1999. №1. -С.25-31.

24. Вигдергауз В.Е. Теоретическое обоснование и разработка методов повышения контрастности физико-химических и флотационных свойств сульфидов на основе оптимизации окислительных процессов: Автореф.дис.д-ра техн. наук. М.,1991.-33 с.

25. Воган Д., Крейг Д. Химия сульфидных минералов. -М.:Мир,1981. -575 с.

26. Вольдман Г.M., Зеликман А.Н. Теория гидрометаллургических процессов. М.: Металлургия, 1993. - 400 с.

27. Ганбаатар 3., Авдохин В.М. Повышение эффективности раскрытия минеральных комплексов в процессах рудоподготовки медно-молибденовых руд // Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, Москва, 2003. -№1. С.55-57.

28. Гаррелс Ч., Крайст Г. Растворы, минералы, равновесия. -М.: Мир, 1967.- 407 с.

29. Гидрометаллургия / Под ред. Б. Н. Ласкорина. М.: Металлургия, 1978.-464 с.

30. Гэзэгт Ш., Сатаев И.Ш., Давааням С. Опыт флотационного обогащения медно-порфировых руд //Горный журнал, 1998, №2. С. 5559.

31. Давааням С., Ганболд М. Гидрометаллургия меди. -Эрдэнэт. -2007. -65 с.

32. Давааням С., Сэрээдорж X., Ганболд., Цэнд-Аюуш Ц., Монхбаяр Л. Технологические исследования возможности биовышелачивания сульфидных руд месторождения "Эрдэнэтийн Овоо" с помощью мезофильных бактерий. Эрдэнэт., 2004

33. Давааням С., Цэнд-Аюуш Ц. Выявление оптимального параметра гидрометаллургической переработки медно-порфирового месторождения // Сб.докл.науч-прак-конф. Эрдэнэт. 2001, С.32-36

34. Даваасамбуу Д., Эрдэнэ-Цогт Л. Генетико-технологическаяинформативность химических составов минералов, руд и продуктов обогащения // Горный журнал, 1998, №2. С. 45-47.

35. Даминдсурэн М., Туяа Ц., Оюунс Орэн П. Технологические особенности флотации халькопиритовых руд месторождения «Эрдэнэтийн-Овоо» // Материалы 6-го конгресса обогатителей стран СНГ, МИСиС, 2005. -С.108-110.

36. Елисеев Н.И., Жирнова A.B., Колотынина Г.В. Разработка комбинированных схем обогащения медно-цинковых руд с выделением промпродуктов / В сб. Комбинированные методы при комплексной переработке минерального сырья. М.: Наука, 1977. — С. 98-102.

37. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин A.A. и др. Переработка отвальных хвостов фабрик и нетрадиционного сырья с применением эффективных обогатительных процессов // М., 1998. - 60 с.

38. Заулочный П.А., Седельникова Г.В. Биогеотехнология и ее использования в процессах переработки минерального сырья. // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2009, 6. -С. 382-389.

39. Зимин A.B., Арустамян М.А., Назаров Ю П., Ганбаатар 3. Разработка и внедрение новой технологии обогащения медномолибденовых руд на комбинате «Эрдэнэт» // Горный журнал, 2008, 11. С.29-33.

40. Игнаткина В.А Бочаров В. А. Комплексное обогащение пиритных золотосодержащих руд цветных металлов // Цветные металлы. 2007. - N 8. - С. 18-24.

41. Иванов В.П., Степанов В. Н. Применение микробиологических методов в обогащении и гидрометаллургии. М.: Обзор, 1960.

42. Изоитко В.М. Особенности минералов и руд, определяющих их технологические свойства // Топорковские чтения. Межд. науч. горно-геол. конф. Рудный, 1999, вып.4. Рудный, 1999. С.310-317.

43. Иллювиева Г.В., Горштейн А.Е., Барон Н.Ю. (). Влияние рН на окисление сульфидных минералов при аэрации // Цветные металлы. -1987. -№2. -С.77-79.

44. Каковский И.А. К вопросу о кинетике окисления смесей сульфидных минералов кислородом в водных растворах // Обогащение руд. 1980.- N3.-0. 15-19.

45. Каковский И.А, Поташников Ю.М. Кинетика процессов растворения. -М.: Металлургия. -1975. 224 с.

46. Каравайко Г.И. Биотехнология металлов //И.М.АНССР, Москва, 1984,

47. Карелов С.В. Гидрометаллургическая переработка вторичного медьсодержащего сырья и техногенных отходов / Дисс.доктора техн. наук. Свердловск, 1990.

48. Киреев В.А. Методы практических расчетов в термодинамике химических реакций. М.: Химия, 1983. - 535 с.

49. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов/ Митрофанов С.И. и др. М.: Недра, 1984. - 256 с.

50. Конев В. А. Флотация сульфидов. М.: Недра, 1985. - 262 с.

51. Краткий определитель бактерий Берги // под редакцией Хоулта Дж. Москва.: Мир. - 1980. -198 с.

52. Крылова JI.H. Физико-химические основы комбинированной технологии переработки смешанных медных руд // автореф. . дисс. канд.техн.наук . 25.00.13. МИСиС. -2005. -24 с.

53. Кунаев A.M., Дадабаев А.Ю., Тарасова Э.Т. Ионообменные процессы в гидрометаллургии цветных металлов. Алма-Ата: Наука Каз. ССР, 1986 . 246 с.

54. Ласкорин Б.Н. Современное состояние и перспективы развития гидрометаллургических процессов// Цветные металлы. 1975. - № 8. - С. 10-13.

55. Листова Л.П., Бондаренко Г.П. Растворение сульфидов свинца, цинка и меди в окислительных условиях. М.:Наука, 1969.-183 с.

56. Мартынов Б. В. Экстракция органическими кислотами и ихсолями. -М.: Атомиздат, 1978. 365 с.

57. Масляницкий H.H., Беликов В. В. Химические процессы в технологии переработки труднообогатимых руд. М.: Недра, 1986.

58. Медведев A.C., Панин В.В., Киселев К.В., Воронин Д.Ю., Крылова J1.H. Оптимизация сернокислотного выщелачивания меди из окисленных минералов сульфидно-окисленной медной руды. // Цветные металлы. 2002. № 5. -С. 29-31.

59. Меркин Э.Н. Экстракция металлов некоторыми органическими катионообменными реагентами. М.: Химия, 1968. — 124 с.

60. Митрофанов С.И., Рыскин М.Я. Повышение качества флотационных концентратов цветных металлов без снижения извлечения // Цветные металлы. 1975. - № 2. - С. 71-75.

61. Морозов В.В., Пестряк И.В. Демьяненко А.П., Соколов В.И. Исследование закономерностей флотации минеральных фракций различной крупности из смешанных медно-молибденовых руд Екатеринбург, 2009. С.34-38.

62. Мошнякова С. А, Каравайко Г. И "Технология бактериального выщелачивания цветных редких металлов" 1984. -С. 126-129.

63. Набойчинко С.С., Смирнов В.И. "Гидрометаллургия меди" М.: 2007 -254 с.

64. Орлов А.И. Интенсификация процесса выщелачивания: Автореферат на соискание ученой степени доктора техн. наук. М.,1971. -71с.

65. Отгонбилэг Ш. Управление рудной массой. М.: Недра. -1996. - 173 с.

66. Отгонбилэг Ш., Дваацэрэн Г., Баатархуу Ж. Влияние размера вкрапленности сульфидов меди на технологические показатели их обогащения // Горный журнал 1988, №2 с.47-48.

67. Панин В.В., Полькин С.И. Адамов Э.В. Технология бактериального выщелачивания цветных редких металлов. М.:Недра 1982г. -236 с.

68. Панин В.В., Адамов Э.В., Крылова Л.Н., Воронин Д.Ю. Кучное бактериально-химическое выщелачивание медных руд Удоканского месторождения. / Материалы IV Конгресса обогатителей стран СНГ, 19-21 марта 2003 г. М.:Альтекс, 2003. -С. 55-57.

69. Плаксин И.Н. Избранные труды "Обогащение полезных ископаемых".- M.: Наука, 1970.- 310 с. 50 с.

70. Плаксин И. Н. Гидрометаллургия. Избранные труды. М.: Наука, 1972, 278 с.

71. Полькин С.И., Адамов Э.В., Панин В.В. Технология бактериального выщелачивания цветных и редких металлов, — М.: Недра, 1982.

72. Полькин С.И., Адамов Э.В., Панин В.В. и др. Чановый процесс бактериального выщелачивания: Технология и схемы переработки руд цветных металлов // Биогеотехнология металлов. М.: Недра, 1985. - 243 С.

73. Пурбэ М. Атлас электрохимических равновесий. Химия., 1954. -487 с.

74. Рыльникова М.В., Шадрунова И.В. Разработка комбинированной геотехнологии освоения медьсодержащих ресурсов физико-химическим методом // ГИАБ, Москва, 2001, №2. С.29-31

75. Сагдиева М.Г. Бактериально-химическое выщелачивание меди из хвостов флотации медной обогатительной фабрики Алмалыкского ГМК // Горный журнал. -2002. С. 128-129.

76. Самсонов Г.В., Дроздова C.B. Сульфиды. М.: Металлургия, 1972. - 303 с.

77. Седельникова Г.В. Романчук А.И. Переработка руд благородных и цветных металлов с применением инновационных технологий // Горный журнал. 2010. - N 2. - С. 1 8-22.

78. Седельникова Г.В. Биогеотехнологии извлечения золота изнетрадиционного минерального сырья // автореф. дисс. . уч. степ, д-ра техн. Наук . 05.15.08. М., 1999. - 39 с.

79. Смирнов С.С. Зона окисления сульфидных месторождений. -М., Л.: Из-во АН СССР, 1955.

80. Технологическая инструкция обогатительной фабрики СП ГОК «Эрдэнэт». Эрдэнэт. -2008. -1 18 с.

81. Термодинамические свойства индивидуальных веществ/ Под ред. В. П. Глушко. М.: Наука, 1978. - Т. 1. - кн. 1. - 495 с.

82. Трубецкой К.Н. Современное состояние минерально-сырьевой базы и горнодобывающей промышленности России // Горный журнал. 1995. №1. -С.3-7.

83. Фатьянов A.B., Юргенсон Г.А., Глотова Е.В. и др./ Основные направления повышения эффективности переработки окисленных медных руд Удоканского месторождения // материалы IV Конгресса обогатителей стран СНГ. Т. 1. -М.: Альтекс, 2003. - С. 85-86.

84. Фатьянов A.B., Щеглова С.А. Основные направления повышения эффективности переработки окисленных медных руд Удоканского месторождения // материалы IV конгресса обогатителей стран СНГ. Т.1. -М.: Альтекс. -2005.-С. 85-86.

85. Филиппова H.A. Фазовый анализ руд и продуктов их переработки. М.: Химия, 1975.-280 с.

86. Халезов Б.Д. Разработка и внедрение кучного выщелачивания меди из забалансовых медных руд // в сб. «Совершенствование технологических процессов добычи и переработкируд цветных металлов». Свердловск, 1979.-С. 104-109.

87. Халезов Б.Д., Ватомин H.A., Неживых В.А. и др. Историческая справка и обзор зарубежной практики кучного и подземного выщелачивания // ГИАБ. 2002. - № 4. - С. 139-143.

88. Халезов Б.Д., Каковский И.А., Рыбаков Ю.С. и др. Кинетика растворения халькопирита // Вопросы теории и практики геотехнологии цветных металлов: Сб. научн, тр. ин-та Гидроцветмет. Новосибирск, 1990. С. 61 -69.

89. Хандмаа С. Исследование по переработки хвостов промпродуктовой флотации ОФ СП "Эрдэнэт" методом биогидрометаллургического выщелачивания// Горн, информ.-аналит. бюлл. 2008. -1. -С.223-235

90. Хандмаа С. Исследования механизма процесса выщелачивания сульфидов меди способом химико-бактериального растворения // Тезисы докладов международная научно-практическая конференция, Улан-Батор, 2007, 2008. С.53-58

91. Хандмаа С. Технологические исследования по извлечению меди из хвостов п.п. флотации ОФ СП "Эрдэнэт" // Тезисы докладов международной научно-практической конференции. Эрдэнэт, 2006, С.38-40

92. Хандмаа С., Даминдсурен М. Гидрометаллургическая переработка вторичного медьсодержащего сырья и техногенных отходов // Материалы международной научно-практической конференции «Горная технология, экономика и экология», Улаанбаатар,2006. С.311-316.

93. Христофоров Б.С., Скворцова Л.И., Бирюкова Р.Ф. и др. Химия минералов меди. Новосибирск: Наука. - 1975. -145 с.

94. Цефт А.Л. Гидрометаллургические методы переработки полиметаллического сырья. Алма-Ата: Наука. -1976. - 65 с.

95. Чантурия В.А. Вигдергауз В.Е. Электрохимия сульфидов: Теория и практика флотации. М.: Наука, 1983. -237 с.

96. Чантурия В.А., Башлыкова Т.В. Технологическая оценка минерального сырья с помощью автоматического анализа изображений // Горный вестник. 1998. - № 1 - С. 37-52.

97. Чантурия В.А., Вигдергауз В.Е. Лунин В.Д. Высокоэффективные методы рудоподготовки и комплексной переработки полиметаллических руд // Горный вестник. -1997. -5. -С.93-102.

98. Чаплыгин А.Н., Гапонов Г.А., Асончик K.M. и др. Совершенствование технологии обогащения медно-молибденовых руд // Обогащение руд. 1999. - № 8. - С.27-30.

99. Черняк А.С, Арене В.Ж. Актуальные химические проблемы физико-химической геотехнологии на пороге XXI века // горн, инф.-аналит. бюлл. 1999. -2. -С. 31-35.

100. Шадрунова И.В., Старостина H.H., Астафьева Н.И. Термодинамический анализ взаимодействия сульфидов меди, цинка и железа в слабых сернокислых растворах // Вопросы прикладной химии: Межвуз. сборник. Магнитогорск: МГТУ. -1999. - С. 61-65.

101. Шадрунова И. В. Освоение техногенных медьсодержащих георесурсов физико-химическими методами // IV Конгр. обогатителей стран СНГ: Матер, конгресса. Т. 1. -М.: Альтекс,2003. -С. 187-189.

102. Шевелев А.Д., Абакумов В.В. и др. Бактериально химическое выщелачивание тонко-кристаллических колчеданных руд // Цветные металлы. -1993.- 1 1.-С. 12.

103. Яхонтова JL К., Грудев А. П. Минералогия окисленных руд. М.: Недра, 1987. 196 с. 183.

104. Abramov A.A., Avdohin V.M. Oxidation of Sulfide Minerals in Benefication Processes. Gordon and Breach Science Publishers (Netherlands), 1997. -321 p.

105. Chander S. Electrochemistry of sulphide mineral flota-tion//Minerals Metallurgical Process.- 1988, V 5. -Pp. 166-173

106. David G.Dixon, David B.Dreisinger. Hydrometallurgical Process Modeling for Heat Balances // University of British, Columbia. 2002.

107. Dresher W.H. Producing Copper Nature's Way: Bioleaching. Copper Applications in Mining & Extraction // http://www.copper.org/publications/newsletters/innovations/2004/05/produc ingcoppernatureswaybioleaching.html

108. Dutrizac J.E., Mac. Donald R.J., Ingraham T.K. The kinetics of dissolution of syntetic chalcopyrite oqueons asidic ferric sulphate solutions. //Trans. Met. Society of AIME, 1968, v.245, N5, p.955-959.

109. Elberling B. Evaluation of sulphide oxidation rates a laboratory stady comparing oxigen fluxes and rates of oxidation product release // Canadian Geotech. J. 1994, 31.-N 3,- p. 375-383.

110. Elberling B. Evaluation of sulphide oxidation rates a laboratory stady comparing oxigen fluxes and rates of oxidation product release // Canadian Geotech. J. 1994, 31.-N 3.- Pp. 375-383.

111. Jonglertjunya W. Bioleaching of chalcopyrite / a thesis submitted to for the degree of dr. of. Phil. The Univ. of Birmingham United Kingdom, April 2003/ -223 p.

112. Fernando Acevedo. Present and future of bioleaching in developing countries // Chile, 2002/ -132 p.

113. Peterson Jochen, David G. Dixon. A Modelling Study of the Dynamics of sulphide heap leach processes with a view to improved and novel applications // 2003

114. Verulalp T.M., Kim.K. Application of percolation theory to the assessment of permeability enhancement by micro-hydrofracturing for in situ copper leaching // mining engineering, January-1996, pp. 45-48.