Азотнокислое выщелачивание медных концентратов как альтернатива их пирометаллургической переработке

Д. Цогтхангай, С.В. Мамяченков, О.С. Анисимова, С.С. Набойченко
Уральский федеральный университет имени Первого Президента России Б.Н.Ельцина,
г. Екатеринбург

В мировой практике производства меди из сульфидных руд известно большое количество пирометаллургических технологий, которые базируются, в основном, на автогенных процессах.

В настоящее время в странах СНГ, включая Россию, до 90 % меди производится с применением автогенной плавки. Гинцветмет совместно с МИСиС разработали и внедрили автогенную плавку сульфидного сырья в жидкой ванне (ПЖВ), основы которого были разработаны проф. А.В. Ванюковым. Процесс ПЖВ применяется с получением большей части меди в виде штейна.

Известны также: прямая электроплавка медного концентрата с добавкой известкового флюса и восстановительно-сульфидизирующий обжиг концентрата в барабанной печи с последующей его электроплавкой. В обзоре опыта переработки сульфидного сырья на белый матт или черновую медь в барботажных агрегатах (СПК, двухзонная печь Ванюкова и др.) приведены схемы пирометаллургических агрегатов с барботажем ванны расплава. Из анализа следует, что сульфидные медные и медно-цинковые материалы целесообразно перерабатывать на белый матт (до 75-76 % Си) с получением кислых шлаков. В ПВ возможно получение в одну стадию и черновой меди.

Применение пирометаллургических методов для переработки сульфидных медных концентратов неизбежно приводит к образованию и выбросам сернистого газа, токсичных пылей, накоплению шлаков, т.е. промпродуктов, требующих дальнейшей утилизации:

- большие объемы образующегося сернистого газа предполагают организацию сернокислотного или серного производства.

- утилизация пылей возможна при строительстве надежной пылеулавливающей установки и участка по переработке пылей с извлечением примесных компонентов.

- энергетические затраты печей и конвертеров должны быть обеспечены соответствующим расходом газа или другого природного топлива.

Более экономичными, экологически выдержанными и эффективными являются гидрометаллургические методы.

Известны автоклавные методы переработки упорных медных концентратов, которые могут быть реализованы в промышленном масштабе на автоклавной аппаратуре, выпускаемой машиностроительными заводами. Метод органично вписывается в комбинированные гидрометаллургические технологии переработки сульфидных и смешанных руд и концентратов, медных полупродуктов, создает предпосылки создания экологически чистых процессов и повышения извлечения меди.

Автоклавное выщелачивание применимо к содержащим много вредных примесей низкосортным концентратам, пирометаллургическая переработка которых экологически небезопасна и экономически нерентабельна. Опробовано два варианта извлечения меди из раствора: непосредственным электролизом и с промежуточной жидкостной экстракцией. Рентабельность переработки концентратов способом автоклавного выщелачивания повышается с увеличением отношения Cu:S в концентрате а также при возможности использования отработанного электролита для выщелачивания в кучах бедных руд или отвальных продуктов.

Автоклавные методы переработки медных концентратов предполагают крупные энергозатраты, организацию кислородной станции для окислительного дутья, высокий расход ПАВ для нейтрализации жидкой элементной серы.

Опробованы также различные варианты гидрометаллургической переработки медного сульфидного концентрата: сернокислотное выщелачивание, в т.ч. с предварительным окислительным обжигом, с предварительной механоактивацией концентрата в «сухом» и «мокром» режимах измельчения в планетарной центробежной мельнице, с барботированием воздуха через пульпу и подачей в реактор пероксида водорода, с предварительным сульфатизирующим и хлорирующим обжигом концентрата. Однако все эти методы предварительной подготовки медного концентрата не обеспечивают приемлемо высокого извлечения меди в раствор.

Альтернативными применяемым в настоящее время стандартным методам переработки сульфидных медных концентратов являются различные варианты прямого электрохимического растворения меди и железа при переработке сырья на основе халькопирита, пирита, халькозита и ковеллина.

Основным недостатком этих методов является отсутствие стандартного электрохимического оборудования и высокие энергозатраты.

Наиболее перспективны гидрометаллургические способы переработки сульфидных (особенно трудновскрываемых халькопиритных) медных концентратов, предусматривающие выщелачивание их растворами азотной кислоты или смесями HNO₃+H₂SO₄ с производством из отходящих нитрозных газов HNO₃, возвращаемой в процесс. Кроме значительного ускорения протекающих гетерофазных реакций, метод позволяет значительно упростить последующую очистку растворов.

Из ряда литературных источников известно, что при выщелачивании халькопирита растворами азотной кислоты сера не переходит в элементную форму и окисляется до сульфатов. Растворы азотной кислоты обеспечивают выщелачивание

сульфидных медных концентратов с высоким (до 98 %) извлечением меди без образования элементной серы.

Улавливание, доокисление нитрозных газов осуществляют с регенерацией азотной кислоты и получением азотных минеральных солей в качестве удобрений.

Очищенный от примесей раствор подвергают электроэкстракции с получением катодной меди.

Таким образом, анализ существующих методов переработки сульфидных медных концентратов показал, что наиболее эффективным, рентабельным и экологически безопасным является гидрометаллургический способ, включающий выщелачивание халькопирита азотной кислотой с максимальным (до 98 %) извлечением меди, очистку раствора от железа и электроэкстракцию меди. Утилизация отходящих нитрозных газов позволяет регенерировать азотную кислоту и возвращать ее в голову процесса на выщелачивание медного концентрата.

Нами проведен термодинамический анализ азотнокислого выщелачивания медного концентрата с помощью программного обеспечения HSC. По термодинамическим диаграммам Е – рН в системе Cu –Fe – S – N – O – H при 20 и 100^оС определены условия эффективного растворения сульфидов без выделения элементной серы и оксидов железа

Исследования кинетики выщелачивания показали, что при высоких концентрациях кислоты (5-6 моль/дм³) лимитирующей стадией является внешняя диффузия, а при снижении окислительного потенциала растворителя до 0,7 В процесс переходит во внутридиффузионную область за счет формирования некоторого количества элементной серы и оксида железа (II). Рассчитанный критерий Пиллинга-Бедвордса К _п-Б= 1,03, показывает, что формируемая оболочка достаточно плотна, чем и обусловлены внутридиффузионные ограничения скорости выщелачивания.

Из температурных зависимостей степени извлечения в полулогарифмических координатах от 1/Т определена энергия активации, величина которой подтверждает вывод о внешнедиффузионном контроле процесса на начальном этапе (4,5 кДж/моль) и внутридиффузионном контроле (6,3 кДж/моль) при уменьшении окислительного потенциала системы. 

Назад к списку