Для выделения золота из продуктов обогащения россыпей рекомендуется процесс сепарации в ферромагнитной жидкости (ФМЖ). Процесс магнитожидкостной сепарации основан на появлении в ФМЖ дополнительной к гравитационной выталкивающей силе пондеромоторной силы неоднородного магнитного поля. В объеме среды разделения горизонтальная составляющая этой силы участвует в перемещении тел по эквипотенциальной поверхности поперек рабочей зоны – к стенкам сепарационной кюветы и в сторону центральной плоскости межполюсного зазора, а продольная составляющая – вдоль. С целью повышения технологических показателей процесса рекомендуется ограничить поперечные перемещения тел вертикальными перегородками, установленными в среде разделения вдоль межполюсного зазора сепаратора. Из результатов теоретического исследования движения частиц в рабочей зоне сепаратора следует, что влияние стенок проявляется в возникновении встречного направлению движения частиц потока, который является причиной роста гидродинамической силы сопротивления и снижения скорости движения частиц. Показано, что при наличии вертикальных стенок уменьшение времени нахождения легкой фракции шлиха в рабочей зоне сепаратора способствует росту производительности процесса по исходному питанию и производительности по тяжелой фракции (извлечению золота в тяжелую фракцию). С использованием методов математического планирования эксперимента выполнены исследовательские испытания конкурирующих способов сепарации на искусственных смесях минералов и на тяжелых золотосодержащих шлихах, выделенных из песков россыпи. Доказано, что при переходе от сепарации в объеме ФМЖ к сепарации разработанным способом производительность аппарата увеличивается на 9 %, а извлечение золота в тяжелую фракцию – с 84,34 до 91,77 % за счет уменьшения потерь с легкой фракцией с 15,46 до 7,96 %. При снижении выхода тяжелой фракции на 11,6 отн.% получен материал, содержащий более 800 кг/т золота.

Представлены результаты исследований по вещественному составу упорного золото-медно-мышьяковистого концентрата. Установлено, что по характеру вкрапленности в минеральные компоненты золото в изучаемом флотоконцентрате ассоциируется в большей степени с сульфидами и менее – с гидроксидами железа. Полученные данные свидетельствуют о том, что золото преимущественно мелкое. Предложена технологическая схема переработки исследуемого флотоконцентрата, которая включает следующие стадии: сверхтонкое измельчение, автоклавное окисление, щелочная атмосферная обработка кека автоклавного окисления с последующим сорбционным цианированием. Изучено влияние крупности исходного флотоконцентрата на поведение компонентов в процессе автоклавного окисления. Исследования этого процесса проведены с раствором серной кислоты концентрацией 50 г/л при соотношении Ж : Т = 2 : 1, давлении кислорода 0,8– 1,0 МПа и температуре 95±10 °С. Определена оптимальная продолжительность процесса автоклавного окисления, которая составляет 4 ч. Высокие показатели достигнуты при предварительном ультратонком измельчении флотоконцентрата до крупности –0,020 мм (85 %). Щелочную атмосферную обработку твердого кека автоклавного окисления осуществляли при следующих условиях: отношение Ж : Т = 3 : 1, загрузка CaO – 100 г/кг, температура – 95 °С, продолжительность – 2 ч. Сорбционное выщелачивание твердого остатка автоклавного окисления проводили в течение 8 ч при отношении Ж : Т = = 3 : 1, рН = 9,5÷11,0, концентрации NaCN – 1 г/л, загрузке угля – 5 об.%. Установлено, что максимальное извлечение золота по данной технологии достигает 96 %.

Проведен термодинамический анализ фазовых равновесий, реализующихся в системе Cu–Al–Cr–O. Выполнено термодинамическое моделирование поверхности ликвидус оксидной фазовой диаграммы Cu2O–Al2O3–Cr2O3. Для описания активностей оксидного расплава использовалось приближение теории субрегулярных ионных растворов, энергетические параметры которой были определены в процессе моделирования. В ходе расчета также оценены характеристики плавления соединения CuCrO2. По результатам выполненного расчета установлены координаты точек нонвариантных равновесий, реализующихся в трехкомпонентной оксидной системе Cu2O–Al2O3–Cr2O3. Также проведено термодинамическое моделирование процессов взаимодействия в системе Cu–Al–Cr–O в условиях существования металлического расплава на основе меди. Определена температурная зависимость для константы равновесия реакции, характеризующей образование твердого соединения CuCrO2 из компонентов металлического расплава системы Cu–Al–Cr–O. Получена температурная зависимость для параметра взаимодействия первого порядка (по Вагнеру) хрома и кислорода, растворенных в жидкой меди. Результаты термодинамического моделирования для системы Cu–Al–Cr–O представлены в виде поверхности растворимости компонентов в металле, которая позволяет связать количественные изменения в концентрации металлического расплава с качественными изменениями в составе образующихся продуктов взаимодействия. По результатам проведенного моделирования определено, что при значимых концентрациях алюминия и хрома в медном расплаве системы Cu–Al–Cr–O будут образовываться частицы твердого раствора |Al2O3, Cr2O3|тв.р в качестве основного продукта взаимодействия. Результаты работы могут быть интересны для совершенствования технологического процесса выплавки хромовых бронз.

Изучены научные основы пирометаллургической технологии переработки пылей электросталеплавильного производства, содержащих ферриты цинка. Выполнен термодинамический анализ разложения феррита цинка известью. Анализ полученных расчетных данных показал, что для разложения более чем 90 % ZnFe2O4 необходимо добавить к пыли не менее 46 % CaO, а для разложения более чем 95 % ZnFe2O4 – не менее 60 % CaO. Результаты расчетов проверены экспериментально на лабораторной печи. Экспериментальная прокалка пыли на воздухе с добавлением извести в количестве 60 % от массы пыли при температуре 1000 °C с временем выдержки 4 ч подтвердила, что процесс разложения феррита цинка оксидом кальция с образованием оксида цинка и двухкальциевого феррита имеет место. При этом также были получены возгоны в количестве 50 кг на 1 т пыли, содержащие 29 % свинца и 15 % цинка. Процесс прокалки пыли с известью можно применять для перевода цинка из феррита в растворимую оксидную форму. В результате прокалки могут быть получены промежуточные продукты для извлечения цинка и свинца. После выщелачивания цинка возможно получение железосодержащего продукта, который может быть востребован в черной металлургии. Использованный подход имеет ряд технологических преимуществ по сравнению с известной технологией вельцевания цинксодержащих металлургических пылей. В частности, процесс протекает при более низкой температуре (1000 °C) по сравнению с известной технологией (1250 °C), исключается вторая стадия вельцевания, необходимая для очистки от галогенидов поступающего на выщелачивание оксида цинка, значительно сокращается расход кокса, а также упрощается очистка газов от пыли из-за уменьшения количества возгонов в 6–8 раз.

Объектами исследования служили окисленная медная руда Жезказганского месторождения и техническая сера – отход нефтепромышленности. Для выявления возможности сульфидирования окисленных медных руд с серой изучена система «окисленная медная руда–сера». Ввиду истощения сульфидных медных минералов в производство вовлекается окисленная медная руда. Для повышения эффективности извлечения меди из данного вида сырья многие исследования направлены на проведение сульфидирования окисленных медных минералов. Немаловажно изучение процесса сульфидирования окисленных медных руд с технической серой – отходом нефтепромышленности. Термодинамическая оценка реакции сульфидирования оксидов металлов с использованием сероводорода, серы или других серосодержащих соединений вызывает интерес в плане подготовки металлургического сырья к обогащению. Применение технической серы одновременно решает проблемы нефтепромышленности. Система «окисленная медная руда–сера» была исследована с помощью термического и рентгенодифрактометрического анализов. Термический анализ выполнен на дериватографе Q-1000/D системы F. Paulik, J. Paulik и L. Erdey фирмы МОМ (Венгрия). В связи с особенностью свойств cеры (низкие температуры плавления и кипения), включенной в состав шихты (невысокая температура взаимодействия), прогревание ряда образцов ограничивалось пределами 20~650 °С. Режим нагревания – динамический, эталонное вещество – прокаленный Аl2O3, навеска образца – 100 мг. Установлено, что взаимодействие серы с окисленными минералами меди в условиях неизотермического нагрева реакционной смеси происходит в интервале температур 160–350 °С и реакция сульфидирования сопровождается выделением тепла и сернистого ангидрида. Результаты рентгенодифрактометрического анализа продуктов после термического взаимодействия подтверждают образование сульфида меди.

В статических условиях изучена сорбция рения (VII) из сернокислых растворов импрегнатами на основе макропористых полимерных носителей (сополимеров стирола с дивинилбензолом, слабокислотного катионита), содержащих технический триалкиламин (ТАА). Получены равновесные и кинетические характеристики сорбции рения импрегнатом К-ТАА на основе макропористого катионита, имеющего лучшие емкостные характеристики по рению. Максимальное значение коэффициента распределения рения в импрегнате К-ТАА наблюдается при сорбции из растворов с рН = 2. Изотерма сорбции рения описывается уравнением Ленгмюра с константой K = 29±2 мл/г. Методом ограниченного объема раствора при различных температурах получены интегральные кинетические кривые сорбции и с учетом времени полупревращения рассчитаны эффективные коэффициенты диффузии рения в импрегнате, составившие 3,8·10–11 (295 K) и 1,3·10–10 (308 K) м2/с. Обработка кинетических данных линеаризацией по уравнениям моделей псевдопервого, псевдовторого порядка, внутренней диффузии и Еловича показала, что кинетические кривые с наиболее высокой степенью корреляции описываются уравнением псевдовторого порядка с константами скорости 0,00056 (295 K) и 0,00059 (308 K) г·мг–1·мин–1. По уравнению Аррениуса рассчитано значение кажущейся энергии активации сорбции рения, составившее 39±2 кДж/моль. Осуществлена апробация импрегната К-ТАА для сорбции рения из элюата, полученного при десорбции рения со слабоосновного анионита Purolite A170, предварительно насыщенного рением из сложного по составу продуктивного раствора выщелачивания продуктов переработки бедного ренийсодержащего сульфидного медного сырья.

Представлены результаты изучения влияния состояния рабочей поверхности разливочного колеса роторной машины непрерывного литья заготовок (МНЛЗ) на качество медной металлопродукции в условиях современной высокотехнологичной линии непрерывного литья и прокатки производства фирмы «Southwire» в ПАО «Артемовский завод по обработке цветных металлов». В ходе промышленных исследований выявлены основные дефекты рабочей поверхности разливочного колеса, образующиеся в процессе его эксплуатации: поперечные трещины, располагающиеся на рабочей поверхности в плоскостях, перпендикулярных направлению разливки, – как на основании трапеции, так и боковых гранях (длина трещин составляет 10–45 мм с расстоянием между ними 7–40 мм); выбоины, продольные углубления и царапины, наблюдаемые вдоль направления движения заготовки преимущественно в тупых углах трапеции и областях, прилегающих к ним; деформация профиля колеса в углах рабочего канала, обусловленная, прежде всего, износом вследствие трения. Установлено, что основными причинами формирования поверхностных и внутренних трещин в колесе являются сложные температурные режимы работы, связанные с технологией разливки меди на МНЛЗ роторного типа. Чередующиеся циклы нагрева и охлаждения отдельных участков разливочного колеса приводят к возникновению двумерных растягивающих напряжений в его внутренних слоях, вследствие чего образуются трещины. Не менее важным фактором появления трещин следует считать последующее чрезмерное вторичное охлаждение колеса водой, поскольку за ним следует повторный нагрев поверхности заготовки. Вместе с тем снижение градиента температур поверхности колеса между зонами охлаждения будет способствовать уменьшению степени деформации его поверхности и увеличению срока эксплуатации, а также повышению качества непрерывнолитой заготовки и готового проката.

Актуальность работы связана с повышением требований к точности штамповок из термически упрочняемых алюминиевых сплавов, применяемых также для изготовления слоистых композитов. Эти требования могут быть обеспечены за счет управления структурой листовых заготовок, в частности фазовым составом. В представленной работе приведены результаты экспериментального исследования влияния режимов старения на состав, характер распределения дисперсных фаз и штампуемость листовых заготовок из сплава Д16. Термическая обработка заключалась в проведении закалки с температуры 500 °С в воду комнатной температуры и последующем старении: естественное старение в течение 7 сут, искусственное старение при t = 50, 100, 150 и 200 °С с выдержкой при каждой температуре 15, 30, 60, 120 и 240 мин. Предложен способ количественной оценки характера распределения дисперсных фаз по изображению микроструктуры. Штампуемость оценивалась с помощью числа текучести, т.е. отношения предела текучести к пределу прочности. Установлено, что с повышением температуры и времени выдержки при старении число текучести увеличивается, что указывает на снижение пригодности сплава к операциям листовой штамповки. Старение при t = 50 °С не привело к появлению дисперсных фаз – как при изучении структуры в оптическом микроскопе, так и с помощью электронной микроскопии. Неоднородность распределения дисперсных фаз внутри зерна возрастает на ранних этапах старения при длительности выдержки до 1 ч для температур 100, 150 и 200 °С и снижается при последующем увеличении времени выдержки до 4 ч. Корреляции между однородностью распределения фаз и числом текучести не выявлено. В большей степени на показатели штампуемости оказывает влияние химический состав фаз, который меняется в зависимости от режима обработки: после отжига и естественного старения выделяются преимущественно фазы θ и S, при температуре старения до 150 °С при выдержках до 1 ч – фазы T, θ и S, а при длительных выдержках и t > 150 °С – фаза θ.

С использованием методов оптической и электронной сканирующей микроскопии, рентгеноспектрального микроанализа изучены особенности микроструктуры новых лигатурных сплавов системы Al–Hf–Sc с метастабильными алюминидами, имеющими кубическую решетку, идентичную решетке матрицы алюминиевых сплавов. Выплавку бинарных и тройных сплавов проводили в печи угольного сопротивления в графитовых тиглях в атмосфере аргона. Сплавы Al–0,96ат.%Hf (5,98 мас.% Hf) и Al–0,59ат.%Hf (3,77 мас.% Hf) готовили при перегреве над температурой ликвидуса около 200 и 400 град соответственно. Расплавы заливали в бронзовую изложницу, скорость кристаллизации в которой составляла ~103 град/с. Только в сплаве, перегретом над температурой ликвидуса на 400 град, наряду со стабильными алюминидами с тетрагональной решеткой образовались метастабильные алюминиды Al3Hf с кубической решеткой. Перегрев тройных расплавов, в которых сформировались метастабильные алюминиды Aln(Hf1–xScx), составил 240, 270 и 370 град. В зависимости от соотношения Hf и Sc в сплаве доля гафния в алюминидах Aln(Hf1–xScx) изменяется от 0,46 до 0,71. Лигатурные сплавы (ат.%) Al–0,26Hf–0,29Sc и Al–0,11Hf–0,25Sc (мас.%: Al–1,70Hf–0,47Sc и Al–0,75Hf–0,42Sc) характеризуются тонкой структурой зерна и метастабильными алюминидами состава Aln(Hf0,58Sc0,42) и Aln(Hf0,46Sc0,54) соответственно. Размеры алюминидов не превышают 12 и 7 мкм. Несоответствие их решеток с решеткой матрицы алюминиевых сплавов меньше, чем таковое для Al3Sc. Это позволяет предположить проявление опытными лигатурами Al–Hf–Sc высокого модифицирующего эффекта при их дальнейшем использовании. Кроме того, замещение гафнием дорогостоящего скандия в лигатурных сплавах может значительно сократить расход последнего.

Исследовано электрохимическое и коррозионное поведение 4 сплавов (мас.%): Al–6Ca (далее Al6Ca), Al–6Ca–1Fe (далее Al6Ca1Fe), Al–1Fe (далее Al1Fe), АК12M2. Повышенное содержание железа (до 1 %) в сплавах необходимо для высокой производительности процессов литья под давлением. Электрохимические исследования проводили в 3 %-ном водном растворе NaCl при температуре 26±0,5 °С с помощью цифрового потенциостата IPC-Pro 3A (IPC-2000). Анодную поляризацию осуществляли в потенциодинамическом режиме при скорости развертки потенциала 1 мВ/с. Начальный потенциал поляризации составлял –800 мВ (по отношению к стандартному водородному электроду). При «критической» плотности тока iкр = 10 мА/см2 изменяли направление развертки потенциала на обратное, проводя поляризацию с той же скоростью. О склонности сплавов к питтингообразованию судили по отношению количеств электричества, прошедших через электрод до питтингообразования и до их репассивации (Qпрямой/Qобратный), и значениям базисов питтингостойкости: разности потенциала питтингообразования и стационарного потенциала; разности потенциала репассивации и стационарного потенциала. Коррозионные испытания литейных алюминиевых сплавов проводили, выдерживая образцы в камере соляного тумана и в 3 %-ном водном растворе NaCl в течение 700 ч. После этих выдержек изучали морфологию поверхности образцов с помощью оптического микроскопа «Olympus GX51». Установлено, что экспериментальные сплавы Al6Ca1Fe и Al6Ca, в отличие от Al1Fe и промышленного сплава АК12М2, не подвержены питтинговой коррозии в 3 %-ном водном растворе NaCl. Высказано предположение, что повышенная коррозионная стойкость сплава Al6Ca1Fe обусловлена тем, что железо входит в интерметаллид Al10CaFe2, который не является эффективным катодом вследствие значительных отрицательных потенциалов у Al и Ca. Благодаря высоким литейным и механическим свойствам сплава Al6Ca1Fe, которые не уступают свойствам эвтектического силумина и превосходят его по коррозионной стойкости, экспериментальный сплав Al6Ca1Fe является перспективным для использования в промышленном масштабе.