Способ переработки техногенного полиметаллического сырья для извлечения стратегических металлов

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности, в частности для извлечения меди и молибдена при обогащении и переработке низкокачественных руд и техногенного сырья различного происхождения. Техногенное сырье измельчают в мельнице, затем агломерируют с добавкой раствора пероксида водорода и формируют штабель с использованием закладок из сорбционно-активного адсорбента - шунгита, вспученного с помощью СВЧ-обработки. Штабель орошают раствором серной кислоты. После чего на шунгите сорбируют железо, медь, молибден и ассоциированный с ним рений. Сорбцию проводят в течение не менее 72 часов, после чего закладки достают, а обогащенный шунгит направляют сначала на доизмельчение, а затем на магнитную сепарацию с получением железосодержащего концентрата, который отправляют на металлургический передел, и немагнитной фракции, которую отправляют на флотацию с получением пенного продукта, содержащего медь, молибден и ассоциированный с ним рений, которые отправляют на металлургический передел, и хвосты, которые отправляют в отвал. Способ позволяет повысить эффективность извлечения железа, меди, молибдена и ассоциированного с ним рения из техногенного полиметаллического сырья при сокращении потерь ценных компонентов, а также повысить экологическую безопасность переработки техногенного сырья. 2 ил., 2 табл.

 

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано для извлечения цветных металлов из полиметаллического сырья, в частности для извлечения меди и молибдена, и может быть использовано при обогащении и переработке низкокачественных руд и техногенного сырья различного происхождения.

Известен способ утилизации слабокарбонатных отходов флотационного обогащения вольфрамо-молибденовых руд (патент RU №2627656 опубл. 09.08.2017 г.), который включает стадии декарбонатизации, выщелачивания элементов и обработки осадка, в котором декарбонатизацию проводят путем контактирования сырья, имеющего содержание карбонатов 6-8 мас. %, с 1N раствором серной кислоты при соотношении Т:Ж=1:2 в течение 1,5-2 часов с получением пульпы, выщелачивание пульпы проводят при температуре 60-70°С в течение 2-3 час в агитационном режиме 1N раствором серной кислоты при соотношении Т:Ж=1:1 с добавлением 37% раствора перекиси водорода в количестве 0,05 л/кг пульпы, далее проводят декантацию или фильтрацию этой пульпы с получением осадка и маточного раствора, осадок промывают технической водой с Т:Ж=1:(2-3) в течение не менее 0,5 час, отделяют песковую фракцию, а полученную взвесь отстаивают с получением раствора отстаивания, раствор, полученный после сорбционного извлечения элементов, объединяют с раствором отстаивания и подают в голову процесса на стадию декарбонатизации. Сорбционное извлечение можно проводить из пульпы или маточного раствора.

Недостатком данного способа является достаточно низкие показатели содержания цветных металлов в продуктах переработки.

Известен способ переработки сульфидных минеральных продуктов с применением бактерий для извлечения металлов (патент RU №2418870 опубл. 20.05.2011 г.), включающий чановое выщелачивание измельченных сульфидных минеральных продуктов не менее чем в двух последовательно соединенных чанах с перемешиванием раствором серной кислоты при значении рН ниже 1,8, содержании твердой фазы 10-60%, концентрации ионов трехвалентного железа более 3 г/л, температуре 50-99°С, вывод из последнего чана пульпы и разделение ее на твердую и жидкую фазы, возврат твердой фазы на выщелачивание в первый чан, бактериальное окисление железа в жидкой фазе в отдельном реакторе при значении рН 1,4-2,2, температуре до 90°C с аэрацией воздухом с добавлением элементов питания бактерий, возврат жидкой фазы после окисления железа в чаны выщелачивания, извлечение металлов из фаз выщелачивания.

Недостатками являются повышенные энергозатраты из-за того, что процессы переработки протекают при повышенных температурах, а также сложный состав извлекаемых комплексов и недостаточно полное извлечение металлов.

Известен обогатительный модуль для комбинированной переработки многолетнемерзлых хвостов от обогащения вкрапленных медно-никелевых руд норильских месторождений (патент RU №2504437 опубл. 20.01.2014 г.), который включает карьерное поле, два или три земснаряда, береговую насосную станцию, состоящую из неподвижного и вибрационного грохотов, зумпф с переливным карманом, сообщенным самотечным гидротранспортом с карьерным полем. Два насоса, напорные пятиструйные пульподелители, сообщенные с вибрационными грохотами, зумпфы и насосы, сообщенные с батареями обесшламливающих гидроциклонов, выходы песков которых через зумпфы и насосы с регулируемой производительностью сообщены с дополнительными напорными пятиструйными пульподелителями, и далее с центробежными сепараторами, выходы хвостов которых самотечным гидротранспортом через соответствующие зумпф и насос с регулируемой производительностью, сообщены с механической камерной флотомашиной. Переливной карман зумпфа береговой насосной станции дополнительно сообщен посредством самотечного гидротранспорта с двумя или тремя точками рабочего борта карьера для возврата избыточного количества пульпы в майну, а также для ускорения оттайки и размыва хвостов.

Недостатком способа является высокая сложность аппаратурного оформления технологической линии для его осуществления. Так же недостатком является низкое извлечение никеля, меди и других ценных металлов.

Известен способ извлечения молибдена из техногенных минеральных образований (патент RU №2529142 опубл. 27.09.2014 г.), включающий дробление, измельчение и выщелачивание молибдена выщелачивающим раствором, полученным электрохимическим синтезом, содержащим окислители, отличающийся тем, что выщелачивание молибдена из минеральной массы производят в два этапа, при этом на первом этапе - полученным при электрохимическом синтезе из раствора соды в анодной камере электролизера анолитом, представляющим собой облученную УФ-светом водно-газовую суспензию, содержащую в жидкой фазе серную и угольную кислоты, пероксид водорода, гидроксил-радикал, а в газовой фазе - углекислый газ, атомарный и двухатомарный кислород, озон, димерные карбоксильные катионы (C2O4+), а на втором этапе - католитом, представляющим собой полученный в катодной камере электролизера содово-щелочной раствор, содержащий карбонат, гидрокарбонат и гидроксид натрия. Перед выщелачиванием католитом его насыщают кислородом и подвергают УФ-облучению.

Недостатками данного способа неполное извлечение ценных компонентов, высокий расход реагентов и негативное экологическое воздействие в связи с использованием химических веществ в большом количестве.

Известен способ выщелачивания металлов из упорных углистых руд (варианты) (патент RU №2635582 опубл. 14.11.2017 г.), принятый за прототип, который включает формирование штабеля из упорной углистой руды и извлечение металлов путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них металлов. Перед формированием штабеля упорную углистую руду разделяют на три порции и подвергают агломерации путем обработки каждой порции активным концентрированным раствором, причем первую - сернокислотно-озонидно-перекисным раствором, вторую - азотнокисло-перекисным раствором и третью - пероксидно-карбонатным раствором, причем упомянутые растворы готовят путем фотохимической и электрохимической обработки исходных водных растворов, соответственно, сернокислотного и/или сернокислотно-перекисного, азотнокислого и исходного раствора карбоната или гидрокарбоната щелочных металлов, после агломерации все порции полученного материала смешивают, формируют штабель и выдерживают в течение 5 суток для осуществления процессов окисления в диффузионном режиме углистого вещества и сульфидных минералов и начального выщелачивания цветных металлов, затем орошают полученный материал сначала фотоэлектроактивированным пероксидно-карбонатным раствором с концентрацией 10 г/л, а затем фотоэлектроактивированным раствором, содержащим комплексообразователь для благородных металлов и вольфрама, подготовленным на основе активированной воды и/или обеззолоченного маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку

Недостатками способа являются необходимость обработки материала концентрированными растворами реагентов при высоком расходе, которые готовятся путем высоко энергозатратных фотохимической и электрохимической обработки исходных водных растворов.

Техническим результатом является повышение эффективности извлечения железа, меди, молибдена и ассоциированного с ним рения из техногенного полиметаллического сырья, сокращения потерь ценных компонентов, а также повышение экологической безопасности переработки техногенного сырья. Дополнительным результатом является снижение продолжительности извлечения ценных компонентов и упрощение технологии.

Технический результат достигается тем, исходный материал измельчают в мельнице, затем агломерируют с добавкой раствора пероксида водорода и формируют штабель с использованием закладок из сорбционно-активного адсорбента, в качестве адсорбента используют шунгит, вспученный с помощью СВЧ-обработки, штабель орошают раствором серной кислоты, далее на шунгите сорбируют железо, медь, молибден и ассоциированный с ним рений, сорбирование проводят в течении не менее 72 часов, после чего закладки достают, и обогащенный шунгит направляют сначала на доизмельчение, а затем на магнитную сепарацию, с получением железосодержащего концентрата, который отправляют на металлургический передел и немагнитной фракции, которую отправляют на флотацию с получением пенного продукта, содержащего медь, молибден и ассоциированный с ним рений, которые отправляют на металлургический передел и камерный продукт - хвосты, который отправляют в отвал.

Способ переработки техногенного полиметаллического сырья для извлечения стратегических металлов поясняется следующими фигурами:

фиг. 1 - технологическая схема способа;

фиг. 2 - схема формирования штабеля.

Реализация способа осуществляется следующим образом (фиг. 1). Исходное техногенное полиметаллическое сырье, дробленая руда или отходы поступает на измельчение. Измельченный продукт идет на агломерацию с добавкой раствора пероксида водорода, агломерированный продукт укладывают в штабель, при формировании штабеля (фиг. 2) вставляют закладки с сорбционно-активным адсорбентом. В качестве адсорбента применяется шунгит после предварительной активации. Активация осуществляется при помощи СВЧ обработки (табл. 1). В результате обработки увеличивается удельная поверхность внутренних и внешних пор углистого вещества, что позволяет его использовать в процессе выщелачивания. Закладки представляют собой сетки прямоугольного сечения из тефлона, которые заполняются шунгитом. Штабель выдерживают в течение не менее 5 суток для осуществления процессов окисления в диффузионном режиме сульфидных минералов и начального выщелачивания металлов. После этого штабель орошают раствором серной кислоты, в результате растворенное железо, медь, молибден и ассоциированный с ним рений сорбируются на активированном шунгите, образуя комплекс «металл-углерод». Выщелачивающий раствор просачивается через слой руды и собирается в сборнике раствора. Накопленный раствор доукрепляют и возвращают на выщелачивание. Сорбирование проводят в течении не менее 72 часов, затем закладки достают и полученный обогащенный шунгит отправляют на доизмельчение, а затем на магнитную сепарацию, где получают два продукта: магнитную фракцию, содержащую железо, и не магнитную фракцию, содержащую медь, молибден и ассоциированный с ним рений. Магнитную фракцию, железосодержащий концентрат, отправляют на металлургический передел, а немагнитную фракцию, содержащую медь, молибден и ассоциированный с ним рений, отправляют на флотацию для извлечения этих металлов. Флотацию ведут с добавкой щелочного вспенивателя и катионного собирателя. Пенный продукт флотации, который содержит медь, молибден и ассоциированный с ним рений отправляют на металлургический передел и камерный продукт - хвосты которые отправляют в отвал.

Способ поясняется следующим примером. Исходное техногенного полиметаллическое сырье измельчают и агломерируют. На стадии агломерации для интенсификации процесса выщелачивания комплексных сульфидных продуктов в сернокислой среде применяют пероксид водорода. Агломерированный продукт укладывают в штабель, при формировании штабеля вставляют закладки с сорбционно-активным адсорбентом. В качестве адсорбента применяется шунгит после предварительной активации. Активация шунгита достигается СВЧ обработкой (мощность 231 Вт при температуре 400°С в течение 2, минут). Обработанный шунгит имеет развитую пористую структуру, состоящую из микро -, мезо - и макропор, а чем свидетельствует увеличенная (в 1,5 раза) удельная поверхность. Ряд активности металлов для сорбента (активированного шунгита): Fe(III)>Cu(II)>Fe(II)>Mo(VI). При формировании штабеля вставляют закладки с сорбционно-активным шунгитом. Закладки представляют собой сетки прямоугольного сечения из тефлона, которые заполняются шунгитом. Штабель выдерживают в течение не менее 5 суток для осуществления процессов окисления в диффузионном режиме сульфидных минералов и начального выщелачивания металлов. После этого штабель орошают раствором серной кислоты с концентрацией 20 г/л. Растворенные металлы (железо, медь, молибден и ассоциированный с ним рений) сорбируются на активированном шунгите. Выщелачивающий раствор просачивается через слой руды и собирается в сборнике продуктивного раствора, после чего он отправляется на регенерацию и возвращается в процесс. По истечении 72 часов закладки достают, и полученный обогащенный шунгит отправляют сначала на доизмельчение, а затем на высоко градиентную магнитную сепарацию. В результате разделения получают магнитный продукт, который содержит железо. Общая степень извлечения по железу составляет 98%. Железосодержащий концентрат отправляют на металлургический передел. Немагнитная фракция, содержащая медь, молибден и ассоциированный с ним рений направляется на флотацию, которую ведут с добавкой щелочного вспенивателя от 110 до 1130 г/т и катионного собирателя 100 г/т. Щелочной всениватель для активного углерода является и собирателем. Пенный продукт углеродистой флотации содержит шунгит с сорбированными металлами, который отправляют на дальнейшую металлургическую переработку, а камерный продукт является отвальным продуктов. Общая степень извлечения по молибдену равна 80%, а по меди - 95%. Отвальным продуктом являются хвосты углеродной флотации. В таблицах 2 представлены результаты выщелачивания.

Разработанный способ позволяет повысить комплексность техногенного сырья за счет извлечения металлов в концентрат при снижении расхода реагентов, является экологически безопасным и экономически выгодным.

Способ переработки техногенного полиметаллического сырья для извлечения цветных металлов, включающий формирование штабеля из руды и извлечение металлов путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, при этом после обработки штабель выдерживают в течение 5 суток для осуществления процессов окисления в диффузионном режиме сульфидных минералов и начального выщелачивания цветных металлов, отличающийся тем, что исходное сырье измельчают в мельнице, затем агломерируют с добавкой раствора пероксида водорода и формируют штабель с использованием закладок из сорбционно-активного адсорбента, в качестве которого используют шунгит, вспученный с помощью СВЧ-обработки, при этом штабель орошают раствором серной кислоты, после чего на шунгите сорбируют железо, медь, молибден и ассоциированный с ним рений, сорбирование проводят в течение не менее 72 часов, после чего закладки достают и обогащенный шунгит направляют сначала на доизмельчение, а затем на магнитную сепарацию с получением железосодержащего концентрата, который отправляют на металлургический передел, и немагнитной фракции, которую отправляют на флотацию с получением пенного продукта, содержащего медь, молибден и ассоциированный с ним рений, которые отправляют на металлургический передел, и хвосты, которые отправляют в отвал.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к двухванной отражательной печи для переплава алюминиевых ломов. Печь содержит корпус, образованный огнеупорными наружными боковыми, передней и задней торцевыми стенками, две накопительные ванны и две наклонные площадки, выполненные из корундовых блоков КС-95, уложенных на три слоя теплоизоляции, ограниченные подом и стенками, два больших свода над каждой ванной, имеющие теплоизоляцию, газоход и сварной каркас, на котором все размещено.

Изобретение относится к получению спеченных изделий из порошков свинцовой бронзы. Проводят электроэрозионное диспергирование отходов свинцовой бронзы в дистиллированной воде на установке электроэрозионного диспергирования при частоте следования импульсов 95…105 Гц, напряжении на электродах 190…200 В и емкости конденсаторов 65,5 мкФ.

Группа изобретений относится к переработке ртутьсодержащих отходов. Способ утилизации люминесцентных ламп включает первый процесс выделения ртутьсодержащего порошка люминофора из люминесцентных ламп при разделении их на составляющие, выполняемый на установке утилизации.

Изобретение относится к обезвреживанию и утилизации твердых мышьяксодержащих отходов и может быть использовано при приготовлении твердеющей закладочной смеси отработанного пространства в шахтах.

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов, преимущественно к получению солей никеля и может быть использовано для переработки металлических никельсодержащих отходов.

Изобретение относится к получению нанопорошков из отходов свинцовой бронзы, которые могут быть использованы для нанесения износостойких, антифрикционных, коррозионностойких и противозадирных покрытий.

Изобретение относится к обезвреживанию отходов. Способ обезвреживания ртутьсодержащих отходов включает совместный размол отходов с порошком элементарной серы, воды и гомогенизирующей средой для связывания металлической ртути в водонерастворимое соединение HgS во вращающемся реакторе в виде мельницы барабанного типа.

Изобретение относится к обработке остатков хлорирования при производстве тетрахлорида титана в расплаве солей для их повторного применения. Остатки хлорирования выщелачивают для получения суспензии, после чего суспензию фильтруют с получением жидкости от выщелачивания и остатков от выщелачивания.

Изобретение относится к отражательной печи для переплава алюминиевых ломов. Печь содержит корпус, образованный огнеупорными наружными боковыми, передней и задней торцевыми стенками, накопительную ванну и наклонную площадку, ограниченные подом и стенками, свод, две сливные летки, газоход и сварной стальной кожух, состоящий из нижней части и закрепленных на нижней части двух верхних частей, расположенных над подиной и наклонной площадкой.

Изобретение относится к области извлечения металлов из отходов очистки нефтепродуктов. Установка для извлечения содержит конвейерную печь, подводящий трубопровод, выходную линию, блок выщелачивания и один или более блоков разделения металлов.

Изобретение может быть использовано при переработке природного титансодержащего сырья с получением диоксида титана анатазной модификации. Способ переработки ильменитового концентрата включает его вскрытие с помощью сульфатизирующего реагента с последующим отделением соединений титана от соединений железа.

Изобретение относится к области охраны окружающей среды в части дезактивации и утилизации нефтезагрязненных грунтов (НЗГ) с повышенным содержанием естественных радионуклидов (ЕРН), и может быть использовано при рекультивации и реабилитации территорий.

Изобретение относится к выделению радиоактивных элементов из смеси. Руду или рудный концентрат обрабатывают по меньшей мере одной алкансульфоновой кислотой и по меньшей мере одной дополнительной кислотой, выбранной из группы, состоящей из соляной кислоты, азотной кислоты, амидосульфоновой кислоты и смесей из них.
Изобретение относится к получению порошка сложного литиевого танталата лантана и кальция состава Li6CaLa2Ta2O12, используемого в качестве одного из основных компонентов литий-ионной батареи.

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для извлечения молибдена и рения из сульфидных и смешанных молибденсодержащих концентратов.

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано при подземной разработке рудных месторождений со сложным распределением полезных компонентов.
Изобретение относится к комплексной безотходной технологии получения оксидов кремния, алюминия и железа из золошлаковых отходов (ЗШО). Способ включает нагрев смеси ЗШО с фторидом аммония, выщелачивание водой смеси при температуре 20-30°С, фильтрование, обработку раствора аммиачной водой для образования осадка SiO2.

Изобретение относится к области металлургии, в частности к переработке окисленной никель-кобальтовой латеритной руды. Осуществляют мокрый рассев руды с выделением крупной и мелкой фракций.

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов. Подготовку водного раствора реагента для выщелачивания осуществляют насыщением водного раствора реагента электролизными газами в процессе электролиза с последующим переводом электролизных газов в реакционно-активную форму ультрафиолетовым облучением и диспергированием ультразвуковым воздействием в течение не менее 10 мин.

Изобретение относится к способу и установке для обработки, в частности к обработке шлака для извлечения из него одного или более полезных компонентов. Способ обработки материала, который представляет собой верхний слой из процесса плавки металла, причем указанный верхний слой представляет собой шлак и содержит одну или более солей и один или более металлов, включающий: а) подачу шлака в пресс для шлака и прессование шлака; б) подачу прессованного шлака на стадию измельчения, включающую стадию дробления; где стадии (а) и (б) осуществляют до того, как температура шлака, извлеченного из печи, понизится ниже 350°C; указанный способ также включает: в) подачу шлака на стадию выщелачивания; г) получение продукта выщелачивания со стадии выщелачивания; д) подачу продукта выщелачивания на стадию распылительной сушки; е) получение твердого вещества со стадии распылительной сушки.

Изобретение относится к области гидрометаллургии и может быть использовано для получения чистых соединений железа, концентратов цветных и благородных металлов из пиритных огарков, являющихся отходами сернокислотного производства. Пиритные огарки перерабатывают путем солянокислотного выщелачивания железа и цветных металлов. Пиритные огарки предварительно измельчают до крупности не более 55 мкм. Солянокислотное выщелачивание осуществляют в течение 75-110 мин при температуре 60-95°С, при этом количество соляной кислоты к пиритному огарку поддерживают как соотношение (2,8-3,2):(0,85-1,15). Полученный кек подвергают цианированию сепараторной водой в присутствии угля и оксида кальция в течение 14-25 часов при температуре 19-35°С, после чего производят отделение пульпы от угля. Полученную пульпу разделяют на отработанную сепараторную воду и железосодержащий продукт. После цианирования уголь подвергают десорбции, а полученный в результате десорбции раствор отдают на электролиз с последующим переплавом катодного осадка. Технический результат заключается в повышении степени извлечения золота из пиритных огарков (более 70%) и возможности использования получаемого железосодержащего продукта в качестве шихты в металлургическом производстве. 4 з.п. ф-лы, 1 ил.
Наверх