Результат интеллектуальной деятельности: СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ТЕХНОГЕННОГО ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОГО СЫРЬЯ ДЛЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ СТРАТЕГИЧЕСКИХ МЕТАЛЛОВ

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.