CC BY
64
15. Шахрай С.Г., Куликов Б.П., Петров А.М. и др. Газосборное устройство алюминиевого электролизера (варианты). -Патент РФ №2324012. - опубл. БИ, №13. - 10.05. 2008.
16. Янко Э.А. Производство алюминия. Пособие для мастеров и рабочих цехов электролиза алюминиевых заводов. СПб.: Изд-во С.-Петербургского ун-та, 2007. 305 с.
17. Климова Л.Л., Павлюченко Г.А., Белов Б.А. Сравнительная оценка различных горелочных устройств для алюминиевых электролизеров // Цветная металлургия. 1979. № 19. С. 54-56.
18. Гурвич С.М. Справочник химика - энергетика. Т. 3. Энергетическое топливо (Характеристика и контроль качества). М.: Энергия, 1972. 215 с.
19. Зиганшин М.Г., Колесник А.А., Посохин В.Н. Проектирование аппаратов пылегазоочистки. М.: «Экопресс -ЗМ», 1988. 505 с.
20. Шахрай С.Г. Повышение эффективности вентиляции корпусов электролизного производства алюминия путем совершенствования системы газоотсоса: автореф. дис. ....канд. техн. наук. Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2008. 19 с.
21. Необъявляющий П.А., Дектерев А.А., Гаврилов А.А., Сторожев Ю.И. Расчетно-экспериментальное исследование горелочного устройства по дожиганию анодного газа // Теплофизика и аэродинамика. 2007. Т.14, №1. С. 151 - 160.
22. Шахрай С.Г., Пингин В.В., Фризоргер В.К. и др. Способ очистки горелочного устройства алюминиевого электролизера. - заявка на изобретение 2007126313. - опубл. 20.01.2009.
23. К. Гротгейм и Б.Дж. Уэлч. Технология электролитического производства алюминия. Теоретический и прикладной подход. Норвегия, 1980. С. 326.
24. Баранцев А.Г., Цымбалов С.Д. Стратегия снижения выбросов загрязняющих веществ в окружающую среду // Цветные металлы. 1999. №6. С. 26 - 29.
25. Богословский В.Н. Отопление и вентиляция. Ч. II. Вентиляция. М.: Стройиздат, 1976. 441 с.
26. Бошняков Е.Н. Аспирационно-технологические установки предприятий цветной металлургии. Изд. 2-е, перераб. и доп. М.: Металлургия, 1987. 160 с.
УДК 622.793.2:622.343
ТЕХНОЛОГИЯ КОНДИЦИОНИРОВАНИЯ ОБОРОТНЫХ РАСТВОРОВ, ОБРАЗУЮЩИХСЯ ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ РУД С ПОВЫШЕННЫМ СОДЕРЖАНИЕМ МЕДИ
А.А. Файберг
ОАО «Иргиредмет»,
664025, г. Иркутск, бульвар Гагарина, 38.
Рассматривается технология кондиционирования оборотных растворов, образующихся при переработке руд с повышенным содержанием меди. Определены основные технологические параметры ведения процесса извлечения меди в виде высококачественного концентрата при одновременной регенерации свободного цианида в растворе, установлено влияние тех или иных факторов на эффективность технологии, осуществлено промышленное внедрение. Табл. 1. Библиогр. 4 назв.
Ключевые слова: кондиционирование; регенерация; цианид; извлечение; медь; сульфид меди; оборотный раствор.
CONDITIONING TECHOLOGY FOR RETURN SOLUTIONS FORMED DURING THE PROCESSING OF ORES WITH HIGH COPPER CONTENT A.A. Fayberg
PC «Irgiredmet»
38 Gagarin Boulevard, Irkutsk, 664025
The author deals with the technology of air conditioning of return solutions formed during the processing of ores with high copper content. The main technological parameters of copper extraction in the form of a high-quality concentrate while regenerating free cyanide in the solution are determined. The influence of various factors on the effectiveness of the technology is ascertained. The industrial application is implemented. 1 table. 4 sources.
Key words: air conditioning; regeneration; cyanide; extraction; copper; copper sulfide; return solution.
Оптимальным решением проблемы переработки золотосодержащих медистых руд является повторное использование отработанных цианидсодержащих растворов путем выведения из них меди, других метал-лов-комплексообразователей, возврата в процесс выщелачивания цианида, связанного в комплексные соединения. Такая технология кондиционирования позволяет устранить вредное влияние меди и других металлов на процесс извлечения золота с одновре-
менным снижением расхода цианида.
Технология, разработанная в лаборатории охраны окружающей среды «Иргиредмета», предусматривает извлечение меди в виде высококачественного концентрата при одновременной регенерации свободного цианида в оборотном растворе. В России и странах ближнего зарубежья опыта осуществления данных процессов нет. В рамках проведенной работы определены основные технологические параметры ведения
1Файберг Анна Александровна, аспирант, тел.: (3952) 330871, e-mail: [email protected] Fayberg Anna Aleksandrovna, postgraduate student, tel.: (3952) 330871, e-mail: Anna.faiberg @ rbcmail.ru
процесса, установлено влияние различных факторов на эффективность технологии, осуществлено промышленное внедрение.
Технология выведения меди, а также других сопутствующих металлов-примесей из оборотных вод основана на образовании нерастворимых сульфидных соединений [1-4]. Технологические растворы обрабатываются сульфид-ионами и минеральной кислотой с инициированием образования сульфидов металлов при снижении рН до заданных пределов. При этом происходит разложение металлоцианидных комплексов с образованием малорастворимого осадка и синильной кислоты (HCN):
2[Cu(CN)4]3- + S2- + 8H+ = CU2SI + 8HCN, [Zn(CN)„]2~ + S2- + 4H+ = ZnSj, + 4HCN, 2[Ag(CNh]" + S2- + 2H+ = Ag2S| + 2HCN.
Полученную смесь раствора и осадка разделяют отстаиванием и/или фильтрацией. Осадок состоит в основном из сульфида меди и представляет собой высококачественный медный концентрат.
Осветленный раствор, содержащий растворенный цианистый водород, подщелачивают до требуемой величины рН и используют повторно в технологии. При этом из растворенного цианистого водорода генерируется свободный цианид, пригодный для растворения рудного золота:
HCN+NaOH = NaCN + H2O.
В ходе внедрения и испытаний данной технологии кондиционирования установлено, что медь извлекается из растворов на 65 - 80%, серебро на 85 - 90%. Происходит регенерация цианида в растворах, составляющая 85 - 95% от связанного с медью. Наряду с медью из растворов выводятся серебро и металлы-примеси: цинк, кадмий, железо. Металлы-примеси и серебро выводятся из растворов раньше меди, то есть при более высоких значениях pH. Золото из растворов не извлекается.
Присутствие сульфатов, хлоридов, тиоцианатов и тиосульфатов в оборотных растворах с различными концентрациями (до 1-3 г/л) практически не влияет на параметры и эффективность технологии. Любое исходное соотношение Cu/CNcb. (для растворов с концентрациями меди и свободного цианида от 50 до 5000 мг/л) не оказывает влияния на протекание процесса сульфидного кондиционирования.
Базовым предприятием для разработки и внедрения технологий кондиционирования был выбран рудник одного из месторождений Казахстана. Золоторудное месторождение с повышенным содержанием меди отрабатывается методом кучного выщелачивания.
Многократное (в течение двух лет) повторное использование цианидсодержащих растворов привело к накапливанию в них цианидных комплексов меди до концентрации 200-250 мг/л и более. Присутствие окисленных и сульфидных форм медных минералов с их достаточно интенсивным растворением привело к возрастанию расхода цианида до 10 кг/т руды и более, снижению степени сорбции золота активированным углем с 85-90% до 30-40%, замедлению процесса выщелачивания золота и падению степени его извлечения. Для устранения указанных технологическаих на-
рушений была предложена разработанная технология кондиционирования оборотных цианидсодержащих растворов кучного выщелачивания с выведением меди и регенерацией цианида.
Технологический процесс состоит из следующих операций. Оборотный технологический раствор поступает в контактные чаны для обработки растворами сульфида натрия и серной кислоты. Кислый раствор, содержащий осадок сульфида натрия, поступает на пресс - фильтр. Фильтрат направляют в контактный чан, где проводят подщелачивание до требуемой величины рН (10,5-11,0) раствором гидроксида натрия или известью. Подщелоченный раствор подают на операцию выщелачивания. Сформированный в камерах пресс-фильтра кек, представляющий собой осадок сульфида меди, направляют на дальнейшую подготовку к реализации в качестве медного концентрата.
Технологический оборотный раствор после кондиционирования анализируют на содержание свободного цианида, при необходимости доукрепляют до требуемого значения цианидом натрия и снова направляют в процесс извлечения золота, а затем в процесс извлечения меди и регенерации цианида. В ходе проведения многоцикловых испытаний установлено, что увеличения содержания тиоцианатов в оборотных растворах после процесса кондиционирования не происходит.
В дополнение ко всему, если весь цикл операций извлечения золота и сульфидного кондиционирования провести в определенной последовательности, то технология обеспечивает:
а) извлечение меди из растворов;
б) генерацию свободного цианида в растворе;
в) уменьшение сорбции меди на уголь;
г) увеличение сорбционного извлечения золота;
д) улучшение качества катодного осадка;
е) сокращение затрат на цианид за счет регенерации;
ж) сокращение расходов водных ресурсов.
Производительность установки по обрабатываемым растворам в период испытаний составляла от 680,3 до 1794,4 м3/сут (снижение производительности обуславливалось простоями и остановками, связанными с наладочными и ремонтными работами). Средняя производительность составила 1360,7 м3/сут.
При проведении балансовых испытаний промышленной установки сульфидного кондиционирования в течение 10 суток было получено 3358,6 кг медного концентрата, содержащего 2015 кг меди, а также регенерировано 4622,4 кг цианида натрия в свободном виде, пригодном для растворения золота. Содержание меди в концентрате достигало 68% (в среднем 50%). Суммарный расход реагентов на кондиционирование составил 2 кг/м3 раствора.
Состав раствора до и после кондиционирования приведен в таблице.
Экономическая оценка разработанной технологии кондиционирования оборотных цианидсодержащих растворов, образующихся при переработке медьсодержащих руд, показала, что стоимость регенерированного цианида и полученного ликвидного медного
Химический состав оборотного раствора до и после кондиционирования
Определяемые ингредиенты До кондиционирования После кондиционирования
рН 10,2 11,0
Концентрация, мг/л
Сульфаты 734,9 746,8
Хлориды 691,2 711,5
Цианиды общ. 502,3 500,8
Цианиды своб. 230,4 480,6
Тиоцианаты 160,1 165,3
Золото 0,54 0,53
Алюминий 0,37 0,28
Мышьяк 0,16 0,09
Кадмий 0,013 <0,001
Кобальт 0,58 0,08
Медь 250,3 49,2
Железо 0,9 0,039
Серебро 0,59 <0,001
Хром 0,009 0,006
Марганец <0,001 <0,001
Никель 0,14 0,038
Свинец 0,28 <0,05
Сурьма 0,09 0,07
Цинк 10,7 1,8
концентрата превышает стоимость затраченных реагентов на 1,44 $ США при обработке 1 м3 оборотного раствора. Реализация описанной технологии кондиционирования оборотных вод позволяет существенно удешевить технологию переработки медистых золотосодержащих руд за счет устранения вредного влияния меди и повышения степени извлечения золота при относительно незначительных капитальных вложениях и низких эксплуатационных затратах.
Заключение. При кондиционировании оборотных технологических растворов данная технология позволяет многократно использовать цианид и значительно уменьшить его расход за счет регенерации. Применение данного процесса ведет к сокращению до мини-
мума потребления свежей воды, исключает кумулятивное накопление растворенной меди за счет ее извлечения в виде компактного концентрата (сульфида меди), пригодного к дальнейшей реализации. Параллельно с медью из растворов выводится серебро и металлы-примеси: кобальт, железо, цинк, кадмий.
Кроме того, соблюдение определенной последовательности технологических операций приводит к значительному увеличению сорбционного извлечения золота, а следовательно, к улучшению качества катодного осадка.
От внедрения технологии сульфидного осаждения меди и регенерации цианида можно ожидать значительного экономического эффекта.
1. Potter G.M., Bergmann A., and Haidlen U. U.S. Patent No. 4,587,110. Process of recovering Copper and of Optionally Recovering Copper and optionally Recovering Silver and Gold by a Leaching of Oxide- and Sulfide - Containing Materials with Water-Soluble Cyanides, 1986.05.06. - 6 р.
2. American Cyanamid Company, U.S. Patent No. 1,050,303.
Recovery of Copper from Cyanide Solutions, 1965.02.19. - 8 р.
ческий список
3. Jürgen Lorosch. Process and Environmental chemistry of cyanidation. - Frankfurt am Main: Degussa AG, 2001. - 504p.
4. MacPhail P.K., Fleming C.A., Sarbutt K.W., Cyanide recovery by the SART process for the Lobo-Marte Project - Chile. Proceedings Randol Gold Forum, Denver, Colorado, 1998. - pp. 319 - 324.
