Кинетика высокотемпературного окисления меди различного химического состава кислородом газовой фазы протекает по параболическому закону окисления в температурном интервале 350–1050 °С. Для специалистов, занимающихся теорий и практикой огневого рафинирования, интересна кинетика высокотемпературного окисления меди в более широком температурном диапазоне 350–1160 °С, в пределах которого осуществляются окисление твердой меди и ее плавление, окисление жидкой меди кислородом воздуха, вводимого в расплав, растворимость в ней кислорода, процесс шлакообразования. Продолжительность высокотемпературного взаимодействия меди с кислородом оказывает большое влияние на технико-экономические показатели анодной плавки и электротехнические свойства меди. Поэтому исследование кинетики высокотемпературного окисления меди и влияния ее на электротехнические свойства металла имеет принципиальное значение для оптимальной организации огневого рафинирования. В температурном интервале 1100–1200 °С окисление меди осуществляется преимущественно за счет кислорода воздуха, вводимого в расплав. Образовавшийся оксид меди (I) перемещается из зоны непосредственного контакта с газообразным кислородом в глубину расплава c низкой концентрацией кислорода и диссоциирует на медь и кислород, что способствует повышению концентрации кислорода в расплаве. Переокисление меди и чрезмерное насыщение анодного металла газами приводят к переводу ее в шлак в виде оксидов, перерасходу материальных ресурсов и огнеупорных материалов и оказывают отрицательное влияние на электротехнические свойства металла. Для поиска оптимальных режимов окисления и оценки влияния кинетики окисления меди на электротехнические свойства расплава проведен сопоставимый анализ кинетических закономерностей окисления твердой и жидкой меди различного химического состава, полученной в одинаковых условиях эксперимента, методом дифференциально-термогравиметрического анализа (ДТА) и путем поверхностного обдува воздушной смесью медного расплава. Проведенные исследования показали, что образцы меди окисляются практически с одинаковой скоростью и наличие примесей не влияет на этот процесс. Весь кислород, предназначенный для образования оксида меди (I), растворяется в нем до предела термодинамического ограничения (до 12 % Cu2O). Установлено, что наличие кислорода в расплаве больше 0,06 % отрицательно влияет на электротехнические свойства меди. 

В работе представлены результаты исследования процессов окислительного выщелачивания халькопирита (CuFeS₂) и пирита (FeS₂) в серно-кислой среде при низких температурах с добавлением ионов меди (Cu²⁺) и железа (Fe³⁺). Методом ортогонального планирования эксперимента установлены оптимальные условия процесса, обеспечивающие максимальную степень деструкции сульфидной матрицы и извлечение ценных металлов. Эксперименты проводились при постоянной температуре 100 °C. Исследовались следующие параметры: парциальное давление кислорода (0,2–0,75 МПа), концентрации серной кислоты (10–50 г/дм³), ионов Fe³⁺ (2–10 г/дм³) и Cu²⁺ (1–3 г/дм³), а также продолжительность процесса (60–240 мин). Состав исходных минералов и продуктов выщелачивания анализировали методами рентгеноспектрального флуоресцентного анализа, рентгенофазового анализа и атомно-абсорбционной спектрометрии. Установлено, что максимальное извлечение меди из халькопирита (55 %) достигается при следующих условиях: парциальном давлении O₂ – 0,25 МПа, исходных концентрациях H₂SO₄ – 50 г/дм³, Cu²⁺ – 1 г/дм³, Fe³⁺ – 2,5 г/дм³, продолжительности процесса – 240 мин. Максимальная степень окисления пирита составила 56 % при парциальном давлении кислорода 0,75 МПа, исходных концентрацииях H₂SО₄ – 50 г/дм³, Cu²⁺ – 2 г/дм³ и Fe³⁺ – 10 г/дм³. Установлено, что продолжительность и давление кислорода оказывают наиболее значимое влияние на степень разложения халькопирита и пирита (p < 0,05). Выявлены особенности взаимодействия ионов Fe³⁺ и Cu²⁺: избыток Fe³⁺ (>10 г/дм³) приводит к гидролизу и снижению эффективности выщелачивания халькопирита, тогда как Cu²⁺ способствует частичному образованию вторичных сульфидов меди. Выведены уравнения регрессии (R² = 0,98 для халькопирита и R² = 0,96 для пирита), адекватно описывающие процесс.

Представлены результаты влияния предварительной окислительной обработки молекулярным кислородом в автоклавных условиях (Т = 423 К, Р_О₂ = 0,6 МПа, τ = 2 ч) образцов лигносульфонатов, отличающихся химическим составом и молекулярно-массовым распределением. Показано, что их окисление сопровождается уменьшением гидроксогрупп и увеличением в продуктах окисления карбонильных групп, а также изменением физико-химических свойств растворов – окислительно-восстановительного потенциала, рН, удельной электропроводности, поверхностного натяжения на границе жидкость/газ. Приведена сравнительная оценка функциональной активности исходных и окисленных образцов лигносульфонатов в части удаления с поверхности cфалерита пленок элементной серы непосредственно в условиях высокотемпературного окислительного выщелачивания. Установлено, что окислительная автоклавная обработка лигносульфонатов ухудшает их функциональный эффект (поверхностную активность).

Урал обладает запасами никеля на уровне 1,5 млн т. Месторождения находятся в промышленно развитом регионе – на территории Челябинской, Свердловской и Оренбургской областей. Однако в настоящее время их не разрабатывают, и металлический никель на Урале не производят, так как металлургические предприятия полностью остановлены. Причиной является то, что запасы никеля представлены окисленными никелевыми рудами (ОНР), которые являются сложным сырьем с низким содержанием никеля и кобальта, переработка которого по существующим технологиям нерентабельна. Осложняет задачу и то, что на сегодняшний день не существует метода обогащения ОНР с получением концентрата, поэтому все технологии предусматривают переработку всей массы руды, что ведет к значительным расходам на реагенты и энергетическим затратам. В то же время не прекращается поиск новых технологических подходов, ориентированных на применение альтернативных вариантов извлечения никеля и кобальта из ОНР уральских месторождений. Одним из подобных методов является применение СВЧэнергии для вскрытия никелевых минералов и интенсификации перевода в раствор никеля и кобальта. В настоящей работе оценено влияние воздействия СВЧ-энергии на извлечение никеля из окисленных никелевых руд Уральского региона. Приводятся данные по сравнению показателей классического серно-кислотного выщелачивания и процесса с наложением СВЧэнергии. Выполнен комплекс тестовых исследований, цель которых – оценить перспективность применения СВЧ-энергии для переработки ОНР. Сравнение технологических параметров обоих подходов выявило преимущество атмосферного серно-кислотного выщелачивания ОНР с наложением СВЧ-энергии, в ходе которого было достигнуто извлечение никеля в раствор до 95 % за небольшой промежуток времени. На основании полученных результатов данное направление выбрано как наиболее перспективное для практической реализации. 

Работа посвящена изучению процесса азотно-кислотного выщелачивания стибнита с добавлением винной кислоты, выполняющей функцию комплексообразующего агента. Предлагаемый способ переработки стибнита обладает высокой актуальностью, поскольку сурьма широко используется в промышленности – от электроники до применения в качестве легирующих добавок. В ходе термодинамического анализа выявлено, что в процессе азотно-кислотного растворения стибнита неизбежно образуются оксиды сурьмы, что приводит к существенному снижению извлечения целевого металла в раствор. Для того чтобы снизить эти потери и повысить эффективность процесса, в качестве добавки предложено использовать винную кислоту. Исследования показали, что она способствует образованию стабильных комплексов с ионами сурьмы, что позволяет сохранить металл в растворе и минимизировать риск осаждения оксидов. С использованием математического планирования эксперимента установлено, что массовое соотношение винной кислоты к сурьме, а также концентрация азотной кислоты оказывают большее влияние на эффективность процесса выщелачивания, чем температура и продолжительность процесса. Определены оптимальные условия для достижения максимального значения извлечения сурьмы в раствор – 87 %: температура 35 °C, концентрация азотной кислоты 5 моль/дм3 , время выщелачивания 45 мин и массовое соотношение винной кислоты к сурьме 4,5 : 1,0.

В условиях ухудшения качества сырья в медной подотрасли проблема сохранения параметров извлечения и себестоимости цветных и благородных металлов становится еще более важной. Поэтому приоритетной задачей для исследователей является разработка технологических приемов, позволяющих не только концентрировать целевые металлы в обогащенные продукты, но и извлекать ранее теряемые со шлаками и пылями ценные элементы-примеси. Одним из способов ее решения является создание технологических схем, сочетающих гидрометаллургические и обогатительные операции. Ранее проведенными исследованиями была показана эффективность применения автоклавных процессов и флотации для обезмеживания медеэлектролитного шлама и его обогащения по золоту, серебру и селену. Однако применение автоклавных процессов требует больших капитальных и текущих затрат. Поэтому был проведен цикл экспериментов по аэрационному обезмеживанию шлама с последующей флотацией и получены соответствующие результаты опытов. В настоящей работе было изучено влияние условий аэрационного выщелачивания (температуры, условий перемешивания, удельного расхода окислителя – воздуха и кислорода), дезинтеграции полученного продукта, а также параметров флотации на селективность разделения оксидной и халькогенидной фаз и качество получаемых при этом концентратов. По результатам экспериментов разработаны технологические операции, позволяющие обогащать медеэлектролитные шламы в 2–3 раза по содержанию драгоценных металлов без использования автоклавных процессов. Определены условия и аппаратурное оформление для глубокого обезмеживания шлама (менее 0,5–0,8 % остаточного содержания меди). Достигнут приемлемый уровень разделения халькогенидов драгоценных металлов и оксидных соединений свинца и сурьмы, что позволит в дальнейшем извлекать при переработке соответствующих концентратов товарные продукты. Приведены результаты анализа получаемых продуктов с использованием методов РЭМ и РСМА. Полученные данные являются вкладом в создание комплексной гидрометаллургической технологии переработки анодных шламов медного производства.

Ввиду специфики работы гидрометаллургических переделов, где применяются цианистые растворы, происходит периодическое изменение состава выщелачивающего раствора, получившее в литературе название «утомляемость». Это в негативном ключе влияет на скорость процесса извлечения и цементации золота, а следовательно, в целом на эффективность технологии цианистого выщелачивания. Одним из наиболее важных маркеров, определяющих «утомляемость» раствора, является медь. В работе исследовалась возможность применения комбинированной схемы очистки оборотных цианистых растворов с высоким содержанием примесей меди (1196 мг/дм³), железа (111 мг/дм³), мышьяка (19 мг/дм³) и цианида натрия (0,94 г/дм³). Разработана 2-этапная технология (обратный осмос + химическое осаждение) для сокращения объемов обрабатываемых растворов и удаления примесей. На первом этапе раствор разделяли на обратноосмотической установке с мембранами LP22-8040, получая пермеат и концентрат в пропорции 1 : 1. Пермеат (12 мг/дм³ Cu и 0,01 мг/дм³ Fe, pH = 11,13) возвращали в технологический цикл. А на втором этапе концентрат, содержащий 99 % исходных примесей, доочищали дозированным введением раствора CuSO₄ (70 г/дм³ Сu) с интервалом доз 1–11 см³ при перемешивании (500 об/мин, 10 мин). Результаты показали, что оптимальная доза CuSO₄ (11 см³) обеспечивает удаление более 86 % Cu из исходного раствора, а также 100 % Fe и более 96 % As. Полученный в процессе осадок на 68,3 % состоит из меди, а основными компонентами являются CuCN и Cu(OH)₂.

В последние десятилетия мировое потребление золота стабильно повышается, что обусловлено его возрастающей ролью как промышленного металла и стремлением накопления многими странами золотых резервов. Одновременно с этим наблюдается истощение золотосодержащих месторождений, что ведет к вовлечению в переработку бедных и упорных руд. Такое изменение сырьевой базы и усиление экологических требований к металлургическому производству делает очень актуальной задачей поиск новых реагентов для выщелачивания золота. Традиционно используемые для этой цели цианистые растворы имеют высокую токсичность и низкую эффективность при выщелачивании золота из упорных и сульфидных руд. Прочие растворители – тиосульфатные и аммиачно-тиосульфатные растворы, тиомочевина, бромиды и йодиды, используются гораздо реже, так как имеют целый ряд существенных недостатков. Вариантом эффективного альтернативного реагента для выщелачивания золота из различного сырья могут стать хлоридные растворители, например дихлоризоцианурат натрия (ДЦН). Его использование предполагает кислый характер раствора pH < 1,0 и избыток Cl^–-ионов. Поэтому для практического применения ДЦН при гидрометаллургической переработке золотосодержащих материалов необходимо изучение поведения данного реагента в условиях, соответствующих области существования хлоридного комплекса золота (III). Эксперименты проводили методом вращающегося диска. Исследовали влияние температуры, скорости вращения диска, концентрации соляной кислоты на удельную скорость растворения ДЦН, величину pH и окислительно-восстановительный потенциал растворов. Установлено, что при растворении ДЦН в воде происходит его гидролиз с образованием хлорноватистой кислоты (HClO), которая служит основным источником активного хлора. Сопровождающееся при этом снижение pH связано с образованием слабых кислот – хлорноватистой и циануровой. Введение соляной кислоты в водный раствор ДЦН приводит к образованию молекулярного хлора, который при достижении своей предельной растворимости переходит в газообразное состояние. Проведены экспериментальные исследования по определению скорости растворения золота при различных концентрациях ДЦН и соляной кислоты. Установлено, что при С_HCl = 14,4 г/дм³ и C_ДЦН = 3,0 г/дм³ достигается максимальная скорость растворения υ_Au = 0,118 мг/(см²·мин).