CC BY
139
Библиографический список
1. Смирнов А.Д. Сорбционная очистка воды. Л.: Химия, 1981. 1976. 511 с.
168 с. 5. Домрачева В.А. Извлечение металлов из сточных вод и
2. Адсорбция, адсорбенты и адсорбционные процессы в техногенных образований: монография. Иркутск: Изд-во нанопористых материалах. М.: Издательская группа «Гра- ИрГТУ, 2006. 152 с.
ница», 2011. 496 с. 6. Фомина Е.Ю., Агеева А.С. Исследование возможности
3. Глинка Н.Л. Общая химия: учебник. 16-е изд., перераб. и сорбционной очистки дренажных вод золоотвала Шелехов-доп. М.: Изд-во Юрайт; Высшее образование, 2010. 886 с. ского участка НИ ТЭЦ // Вестник ИрГТУ. 2011. № 11. С.178-
4. Кельцев Н.А. Основы адсорбционной техники. М.: Химия, 182.
УДК 669.334.6
ОПЫТ ИССЛЕДОВАНИЯ И РАЗРАБОТКИ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ОКИСЛЕННЫХ РУД МЕДНО-ПОРФИРОВЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
© А.В. Аксенов1, А.А. Васильев2, Р.А. Яковлев3, Ю.Г. Серёдкин4
12 3
'' Иркутский государственный технический университет, 664074, Россия, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83.
4Научно-исследовательский и проектный институт «Технологии обогащения минерального сырья», 664074' Россия, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83/1.
Приведен краткий обзор современного состояния извлечения меди из окисленных руд методом кучного выщелачивания, показаны перспективы применения данной технологии в России. Представлены результаты комплексного исследования окисленных руд медно-порфировых месторождений на предмет возможности переработки их методом кучного выщелачивания. Отмечено, что технологической особенностью руды является крайне высокая степень окисления, наличие большого количества материала тонких фракций, низкие прочностные свойства и присутствие значительного количества кислотопотребляющих минералов в руде. В результате исследований определены основные параметры процесса кучного выщелачивания и получено извлечение меди в раствор на уровне 77,8% (содержание меди в хвостах составило менее 0,09%). Приобретенный опыт создания технологии кучного выщелачивания окисленных руд имеет огромную важность для разработки перспективных месторождений меди, расположенных на территории России. Ил. 5. Табл. 1. Библиогр. 4 назв.
Ключевые слова: кучное выщелачивание; медь; окисленная руда; медно-порфировое месторождение; исследование; извлечение; технология.
EXPERIENCE IN HEAP LEACHING RESEARCH WORK AND TECHNOLOGY DEVELOPMENT FOR OXIDIZED
ORES FROM PORPHYRY COPPER DEPOSITS
А.^ Aksenov, А.А. Vasilyev, R.A. Yakovlev, Yu.G. Seryodkin
Irkutsk State Technical University, 83 Lermontov St., Irkutsk, 664074, Russia.
Science Research and Design Institute «Minerals Concentration Technologies», 83/1 Lermontov St., Irkutsk, 664074, Russia.
The paper briefly outlines the current state of copper recovery from oxidized ores by a heap leaching method and demonstrates implementation prospects of this technology in Russia. The results of integrated studies of oxidized ores from porphyry copper deposits are presented in order to assess the possibility of ore treatment by the heap leaching method. It is noticed that the ore technological feature is an extreme high oxidation degree, a big volume of fine fractions, low strength properties and considerable amount of acid-consuming minerals in the ore. The studies resulted in determining the main parameters of the heap leaching process and receiving 77.8% copper recovery in solution (copper con-
1 Аксенов Александр Владимирович, кандидат технических наук, доцент кафедры металлургии цветных металлов, тел.: 89140001182, e-mail: aksenov2008@yandex.ru
Aksenov Alexander, Candidate of technical sciences, Associate Professor of the Department of Non-ferrous Metallurgy, tel.: 89140001182, e-mail: aksenov2008@yandex.ru
2Васильев Андрей Анатольевич, кандидат технических наук, доцент кафедры металлургии цветных металлов, тел.: 89140001179, e-mail: vasilhev2008@yandex.ru
Vasilyev Andrei, Candidate of technical sciences, Associate Professor of the Department of Non-ferrous Metallurgy, tel.: 89140001179, e-mail: vasilhev2008@yandex.ru
3Яковлев Руслан Анатольевич, аспирант кафедры металлургии цветных металлов, тел.: 89149156052, e-mail: rusyakovlev2011 @yandex.ru
Yakovlev Ruslan, Postgraduate of the Department of Non-ferrous Metallurgy, tel.: 89149156052, e-mail: rusyakovlev2011@yandex.ru
4Серёдкин Юрий Георгиевич, кандидат технических наук, научный сотрудник лаборатории металлургии, тел.: 89641200109, e-mail: seredkin@tomsgroup.ru
Seryodkin Yuri, Candidate of technical sciences, Research Worker of the Laboratory of Metallurgy, tel.: 89641200109, e-mail: seredkin@tomsgroup.ru
tent in tailings is less than 0.09%). The acquired experience of elaborating a heap leaching technology is very important for the development of promising porphyry copper deposits located on the territory of Russia. 5 figures. 1 table. 4 sources.
Key words: heap leaching; copper; oxidized ore; porphyry copper deposit; research; recovery; technology.
Мировое производство рафинированной меди по технологии выщелачивание - экстракция - электролиз составило в 2011 году около 3,4 млн т, что составляет 17% от общего производства рафинированной меди или 20% от первичного производства меди [2, 3]. По гидрометаллургической технологии перерабатывают в основном окисленные медные руды, содержащие главным образом малахит и азурит, а также руды, содержащие халькозин. Выщелачивание сульфидных минералов меди, таких как ковеллин и борнит, и самородной меди возможно также в условиях бактериального окисления. Первичные сульфидные минералы меди, например, халькопирит, не выщелачиваются в обычных условиях кучного выщелачивания [4, а 287]. Таким образом, кучное выщелачивание окисленных медных руд является основным методом гидрометаллургического производства меди.
В России производство меди по гидрометаллургической технологии методом кучного выщелачивания не реализовано. ОАО «Уралгидромедь» с 2005 года перерабатывает окисленные медные руды Гумешев-ского месторождения методом подземного выщелачивания. Производственная мощность предприятия составляет 5 тыс. т рафинированной меди в год, что соответствует менее 1% от общего производства рафинированной меди в России. На комбинате «Севе-роникель» ОАО «Кольская горно-металлургическая компания» часть меди получают при помощи выщелачивания обожженного медного концентрата и последующей электроэкстракции.
В настоящее время ЗАО «Русская медная компания» разрабатывает проекты по переработке окисленных медных руд Михеевского и Томинского месторождений (Челябинская область) методом кучного выщелачивания. Суммарные запасы этих двух медно-порфировых месторождений составляют 800 млн т руды при среднем содержании меди 0,4% [1], запасы окисленных руд оцениваются в 10,8 млн т и 64,2 млн т соответственно. Производственная мощность предприятий, которые будут работать по технологии кучное выщелачивание - экстракция - электролиз, составит около 10 тыс. т катодной меди в год.
При этом в России имеются значительные перспективные запасы меди в медно-порфировых месторождениях. Одним из наиболее масштабных является месторождение «Песчанка», входящее в Баимскую рудную зону (Чукотский автономный округ), потенциальные ресурсы которой по предварительным оценкам могут составить 27 млн т меди и 1600 т золота. Учитывая, что мощность зоны окисления может достигать нескольких десятков метров, а среднее содержание меди в рудном теле составляет 0,5-0,7%, окисленные руды данного месторождения представляют большой интерес для переработки их методом кучного выщелачивания. В связи с этим разработка технологии кислотного кучного выщелачивания в условиях
холодного климата становится весьма актуальной.
Для окисленных руд медно-порфировых месторождений Южного Урала выполнен комплекс исследований, включающий детальное изучение вещественного состава, лабораторные исследования технологических свойств руды и проведение полупромышленных испытаний.
На стадии изучения вещественного состава определено, что руда содержит около 0,4% меди, основная масса которой находится в окисленной форме. Доля общей окисленной меди составляет 94%, из них около 70% - это медь свободных окисленных минералов (в основном малахит и азурит), которая легко растворяется в условиях средней кислотности ^ < 5) [4, а 282], на долю сульфидных минералов приходится только 6% меди.
Технологической особенностью руды является крайне высокая степень окисления, наличие большого количества материала тонких фракций, низкие прочностные свойства и присутствие значительного количества кислотопотребляющих минералов. Эти свойства являются причиной плохой проницаемости руды в штабеле и высокого потребления кислоты, что не позволяет поставить исследованную окисленную руду в один ряд с классическими окисленными рудами медно-порфировых месторождений, традиционно перерабатываемых по технологии кучного выщелачивания. Для организации кучного выщелачивания такой руды необходима разработка специального подхода с учетом ее минерального состава и физических свойств.
Исследования физических и гидрофизических свойств руды показали, что для успешного проведения процесса кучного выщелачивания необходимо проводить окомкование руды. Для сокращения продолжительности кучного выщелачивания и повышения прочности окатышей в руду на стадии окомкования добавляют серную кислоту в количестве 15 кг/т руды. Процесс рекомендуется проводить в хорошо зарекомендовавших себя в золотодобывающей промышленности барабанных окомкователях. Для предотвращения коррозии окомкователь должен быть изготовлен в кислотостойком исполнении. Окомкованную руду можно укладывать в штабель высотой до 4 м, плотность потока выщелачивающего раствора при этом не должна превышать 5 л/(ч-м2).
Исследования по агитационному сернокислотному выщелачиванию меди показали, что на крупности материала 80% -38 мкм при поддержании pH пульпы на уровне 1,0 в раствор переходит 82-84% меди. Наиболее интенсивное растворение меди (до 65% металла) происходит в первые 4 ч выщелачивания, когда растворяется большая часть свободных окисленных минералов меди (малахит, азурит). При дальнейшем увеличении продолжительности выщелачивания (до 120 ч) растворяется оставшаяся часть свободных
окисленных минералов и частично связанные окисленные минералы, представленные в виде примесей в породообразующих минералах. Расход серной кислоты при агитационном выщелачивании составляет от 80 до 130 кг/т руды и связан, в первую очередь, с растворением кислотопотребляющих минералов пустой породы, а не с извлечением меди.
Агитационное выщелачивание измельченного материала позволяет быстро достичь глубокого вскрытия минералов и высокого извлечения меди в раствор, но не может служить моделью промышленной технологии кучного выщелачивания, поэтому его результаты следует рассматривать только для общей оценки характера выщелачивания меди из руды раствором серной кислоты.
Поисковые исследования по кучному выщелачиванию руды проводили в лабораторных колоннах высотой 1,5 м. Пробы руды различной крупности (-30, -20 и -10 мм) загружали в колонны и сверху орошали раствором серной кислоты. В процессе естественного просачивания растворов через слой руды происходило растворение медных минералов, в результате чего на выходе из колонн получали богатые по меди продуктивные растворы. Собирая и анализируя дренирующие растворы, определяли уровень извлечения меди и расход серной кислоты в процессе кучного выщелачивания. Для создания приемлемых гидрофизических свойств материала тесты выполняли на агломерированной руде. Продолжительность процесса кучного выщелачивания составила 71 сутки. Данные по выщелачиванию руды в колоннах приведены в таблице.
Результаты выщелачивания руды в мини-колоннах
приводит к повышению расхода серной кислоты.
Крупность дробления руды, мм Извлечение меди Расход серной кислоты, кг/т руды
в раствор, %
-30 85,6 82
-20 86,8 85
-10 85,9 93
Результаты выщелачивания руды в лабораторных колоннах (таблица) свидетельствуют о том, что уменьшение крупности дробления с -30 мм до -20 и -10 мм не позволяет существенно увеличить извлечение меди в раствор, но при этом приводит к росту полного расхода серной кислоты. Следовательно, оптимальной для кучного выщелачивания является крупность материала -30 мм.
На рис. 1 представлены графики зависимости извлечения меди из руды от продолжительности выщелачивания руды в колоннах. Расход серной кислоты от извлечения меди в раствор представлен на рис. 2.
Характер кривых на рис. 1 и 2 указывает на то, что до уровня извлечения меди 75% происходит активное ее растворение при умеренном расходе серной кислоты. При дальнейшем увеличении продолжительности процесса скорость растворения меди значительно снижается и наблюдается значительный переход примесей в раствор (главным образом, Fe, 1^), что
Продолжительность выщелачивания, сут Рис. 1. Динамика выщелачивания меди из руды
;
-30 мм -20 мм 1'
•
• ¿А у
Извлечение меди, %
Рис. 2. Зависимость расхода серной кислоты от извлечения меди в раствор
Исследования по выщелачиванию руды в лабораторных колоннах, проводимые в отрытом цикле (без оборота растворов), позволяют оценить только общий уровень растворимости металла в зависимости от крупности дробления руды. Более точные данные могут дать полупромышленные испытания в колонне увеличенного диаметра, рабочей высотой, соответствующей высоте промышленного штабеля, в замкнутом цикле с экстракцией меди из продуктивных растворов. Принципиальная схема проведения полупромышленных испытаний представлена на рис. 3.
Руду крупностью -30 мм подвергали окомкованию в лабораторном тарельчатом окомкователе с добавлением 15 кг/т серной кислоты в качестве связующего и воды для увлажнения руды. Перед загрузкой в колонну материал выдерживали в течение 72 часов для отвердевания и повышения механических свойств окатышей. Агломерированную руду загружали в колонну на высоту слоя 4 м. При помощи насоса-дозатора на руду подавали выщелачивающий раствор серной кислоты. С нижней части колонны собирали продуктивный медьсодержащий раствор.
1оГ.1ПШ ПО Л1СДИ электролит
Рис. 3. Схема проведения полупромышленных испытаний
Продуктивный раствор подвергали двухстадийной экстракции с противотоком водной и органической фаз. В качестве органической фазы использовали смесь экстрагента ИХ 984Ы и разбавителя ЗИеНБо! й90. Насыщенную органическую фазу направляли на операции промывки и реэкстракции меди. При насыщении водной фазы до концентрации меди более 30 г/л часть этого раствора (медный электролит) отбирали и направляли в отдельную емкость для накопления. Затем реэкстрагирующий раствор подкрепляли свежим раствором серной кислоты и возвращали на реэкстракцию. Органическую фазу после операции реэкстракции возвращали на экстракцию.
Процесс кучного выщелачивания проводили в течение 70 суток, подавая на орошение подкисленный оборотный раствор. Затем в течение трех суток проводили промывку колонны, подавая в нее обезмежен-ный раствор (рафинат) без подкисления, после чего прекращали подачу раствора и в течение еще трех суток собирали вытекающие растворы до полного прекращения дренирования. После завершения процесса кучного выщелачивания проводили выемку материала из колонны. На рис. 4 представлены зависимости извлечения и концентрации меди в продуктивном растворе от продолжительности выщелачивания. На рис. 5 представлены зависимости расхода серной кислоты на выщелачивание (на тонну руды) и рН продуктивного раствора от продолжительности выщелачивания.
В результате полупромышленных испытаний получено извлечение меди в раствор на уровне 77,8% при содержании меди в хвостах менее 0,09%. При этом содержание меди в руде, рассчитанное по балансу полупромышленных испытаний, составило около 0,38%.
Извлечение меди Концентрация меди
<и
О СО
н
о го
ф
го
ф
I
О
Продолжительность выщелачивания, сут Рис. 4. Извлечение меди при полупромышленных
испытаниях
д о
х
с а
о.
Расход кислоты рН продуктивного раствора
^ ^ в
а р
о в т с
а р
о н в и
£
у д
о р
а X
Продолжительность выщелачивания, сут Рис. 5. Расход серной кислоты при полупромышленных испытаниях
Полный расход серной кислоты на окомкование и выщелачивание уменьшился с 82 кг/т руды для теста в лабораторной колонне до 66 кг/т руды для полупромышленных испытаний. Несмотря на это, потребление кислоты остается высоким, что связано с присутствием значительного количества кислотопотребляю-щих минералов в руде.
Полупромышленные испытания проводили в закрытом цикле растворов, поэтому динамика извлечения меди из руды ниже, чем в поисковых тестах. Данное обстоятельство связано с повышением солевого фона выщелачивающих растворов, оказывающего негативное влияние на процесс растворения меди. Степень перехода основных примесей в раствор на момент завершения выщелачивания составила 15,4 кг/т руды по сумме Ре, А!, Мд, Мп, Б1 и Са. Суммарная концентрация данных примесей в конечном продуктивном растворе составила около 54 г/л.
При разработке технологии кучного выщела-чивнаия необходимо учитывать наличие примесей в оборотных растворах кучного выщелачивания, т.к. их чрезмерное накопление может приводить к повыше-
нию вязкости растворов и кольматации штабеля, особенно в условиях низких температур. Для продуктивного раствора кучного выщелачивания определили предельно допустимые концентрации примесей. Полученные данные показывают, что при суммарном содержании основных примесей более 68,3 г/л наблюдается нарушение равномерного просачивания растворов через рудный штабель.
При промышленной реализации технологии кучного выщелачивания руды необходимо учитывать особенности состава и свойств самой руды, а также климатические условия в России, которые резко отличаются от условий большинства мировых производителей меди, использующих технологию экстракция -электролиз. По этой причине разрабатываемая технология включает ряд особенностей.
1. Предложено перерабатывать руду в штабелях высотой не более 4 м при плотности потока выщелачивающего раствора до 5 л/(ч-м2). Высота кучи и плотность орошения штабеля ограничиваются гидрофизическими свойствами руды.
2. Перед проведением процесса кучного выщелачивания необходимо проводить окомкование руды с добавлением серной кислоты в количестве 15 кг/т руды.
3. Разработана оригинальная циклограмма проведения кучного выщелачивания с разделением штабелей на секции, обеспечивающая непрерывную работу отделений выщелачивания, экстракции и электролиза как в теплый, так и в холодный периоды времени года. Особенностью организации процесса является устойчивый объединенный поток продуктивных растворов, поступающих с различных секций рудных штабелей.
4. В период засухи или затяжных дождей необходимо регулировать подачу выщелачивающих растворов и содержание в них серной кислоты в таких пределах, чтобы уровень рН и средняя производительность установки по продуктивным растворам и извлеченной меди оставались на требуемом уровне.
5. Для восполнения потерь тепла при работе в хо-
лодный период года необходимо осуществлять нагрев медьсодержащих растворов, подаваемых на экстракцию, до температуры более 15°С. Ожидаемое снижение температуры растворов за период их прохождения через рудный штабель в холодный период года составит порядка 9-12°С.
6. Для нагрева выщелачивающих растворов используется теплота, выделяющаяся при разбавлении концентрированной серной кислоты. При добавлении серной кислоты в выщелачивающие растворы до уровня 15 и 35 г/л растворы будут нагреваться на 2°С и 5,2°С соответственно.
7. Для работы в холодный период года необходимо проводить мероприятия по утеплению магистрального коллектора продуктивных растворов и трубопроводов, проходящих на открытом воздухе. Также необходимо проводить укрытие оросительной системы на поверхности штабеля полиэтиленовой пленкой.
8. Отработанная руда имеет высокую влажность и низкие прочностные свойства, что не позволяет организовать многоярусную систему кучного выщелачивания и обуславливает необходимость выемки отработанной руды после каждого цикла выщелачивания.
9. В холодных климатических условиях России отвалы отработанной руды будут терять влагу медленно. Во время дождей с отвалов будут стекать кислые растворы, которые необходимо обезвреживать для предотвращения негативного воздействия на окружающую среду.
Создание надежной технологии кучного выщелачивания меди из окисленных руд медно-порфировых месторождений возможно только при комплексном подходе к изучению вещественного состава и технологических свойств перерабатываемого сырья. При разработке технологии должна приниматься в расчет климатическая характеристика района строительства. Полученный опыт создания технологии кучного выщелачивания меди из окисленных руд имеет огромную важность для разработки перспективных месторождений меди, расположенных на территории России.
Библиографический список
1. Алтушкин И.А., Король Ю.А., Череповицын А.Е. Экономическая оценка инновационных решений проекта освоения Михеевского месторождения медно-порфировых руд // Горный журнал. 2012. № 8. С.113—116.
2. The World Copper Factbook 2012. International Copper Study Group (ICSG), Lisbon, Portugal, 2012.
3. Mineral Commodity Summaries 2013. - U.S. Geological Survey (USGS), Reston, Virginia, USA, 2013.
4. Mark E. Schlesinger, Matthew J. King, Kathryn C. Sole, William G. Davenport. Extractive Metallurgy of Copper, Fifth Edition. Elsevier Ltd., Oxford, UK, 2011.
