Комплексная гидрометаллургическая переработка многокомпонентных сульфидных промпродуктов тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат технических наук Рогожников, Денис Александрович

• Рогожников, Денис Александрович
• кандидат технических наук
• 2013

Оглавление диссертации кандидат технических наук Рогожников, Денис Александрович

Оглавление

Введение

1 Современное состояние металлургической переработки сложного многокомпонентного медно-цинкового сырья

1.1 Характеристика полиметаллических промпродуктов обогащения сложных сульфидных руд и методов их переработки

1.2 Пирометаллургические методы переработки

1.3 Гидрометаллургические методы переработки

1.3.1 Технологии сульфатного выщелачивания

1.3.2 Хлоридное выщелачивание

1.3.3 Аммиачное выщелачивание

1.3.4 Азотнокислотное выщелачивание

1.4 Переработка образующихся оксидов азота в азотную кислоту

1.5 Выводы

2 Термодинамические расчеты и лабораторные исследования азотнокислотного выщелачивания сложного поликомпонентного сырья

2.1 Минералогический и фазовый состав сульфидных

полиметаллических промпродуктов

2.2 Химизм взаимодействия сульфидов металлов с азотной кислотой

2.3 Анализ термодинамики реакций, протекающих при азотнокислотном выщелачивании многокомпонентных

сульфидных промпродуктов

2.4 Методика проведения лабораторных экспериментов по азотнокислотному выщелачиванию поликомпонентных промпродуктов

2.5 Определение оптимальных параметров ведения

азотнокислотного выщелачивания полиметаллического сульфидного сырья

2.6 Выводы

3 Кинетические закономерности азотнокислотного

выщелачивания многокомпонентных сульфидных промпродуктов

3.1 Математическая модель кинетики процесса выщелачивания

сложного сульфидного сырья

3.2 Формально-кинетический анализ экспериментальных данных

3.3 Численное моделирование кинетики процесса выщелачивания

3.4 Выводы

4 Селективное постадийное извлечение ценных компонентов из продуктивного раствора выщелачивания

4.1 Исследование осаждения сульфата свинца из нитратных растворов

4.2 Выделение железа с применением органического осадителя

4.3 Изучение электроэкстракции меди из продуктивных

растворов азотнокислотного выщелачивания

4.4 Исследование электроэкстракции меди из смешанных электролитов

4.5 Особенности доизвлечения остаточной меди из полученных растворов выщелачивания сложного полиметаллического

промпродукта

4.6 Способы выделения цинка из сульфатных растворов выщелачивания медно-цинкового сырья

4.7 Выводы

5 Технологические исследования переработки труднообогатимых многокомпонентных промпродуктов

с использованием азотной кислоты

5.1 Состав сырья, описание методики проведения

исследований и технологической схемы процесса

5.2 Составление материального баланса технологии

переработки многокомпонентных сульфидных промпродуктов

5.3 Выводы

Заключение

Список использованных источников

Приложение 1

Приложение 2

Приложение 3

з .

ъ'

й

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Комплексная гидрометаллургическая переработка многокомпонентных сульфидных промпродуктов»

Введение

В последнее время все чаще перед предприятиями цветной металлургии возникают проблемы, связанные с низким качеством добываемого сырья вследствие истощения богатых руд цветных металлов. Появляется необходимость разведывания новых месторождений, но подобные решения далеко не всегда оказываются возможными [1].

Переработка низкосортного, неразделяемого традиционными методами селекции сульфидного сырья приводит к возникновению проблем на стадиях обогащения и металлургической переработки - усложнению схем извлечения цветных металлов, что влечет за собой значительные потери ценных компонентов.

Меры, направленные на разработку многостадийных схем обогащения, зачастую не только не приносят желаемого эффекта, но и приводят к повышению энерго- и ресурсоемкости технологий, увеличению циркуляционных объемов полупродуктов отдельных стадий и циклов, низкому извлечению цветных металлов, накоплению неутилизируемых низкосортных коллективных промпродуктов. Все это негативно сказывается на экономических показателях производства [2].

При флотоселекции полиметаллического сульфидного сырья с целью повышения качества получаемых медных и цинковых концентратов в определенных узлах схемы выводят небольшие объемы труднообогатимых коллективных промпродуктов, представляющих собой сложные неразделяемые сульфидные соединения. Попытки вовлечения подобного сырья в цикл действующего металлургического производства успеха не имели.

Существующие пирометаллургические методы переработки оказываются неэффективными при работе с низкосортным сырьем - себестоимость получаемой продукции оказывается выше ее рыночной цены.

Еще одной серьезной проблемой традиционных металлургических технологий является низкая экологическая безопасность. Зачастую малоэффективная система мероприятий экологического менеджмента приводит

к снижению показателей предприятия за счет многочисленных штрафов и санкций, применяемых к ним природоохранными ведомствами [3].

В связи с вышесказанным представляется весьма актуальной разработка и внедрение новых гидрометаллургических технологий, являющихся более перспективными с экологической и экономической точек зрения. Мировая практика показывает, что рациональное сочетание обогатительного, пирометаллургического и гидрометаллургического переделов способно сбалансировать работу предприятий, позволит решить проблемы, возникающие при переработке сложных полиметаллических видов сырья, повысить комплексность использования минеральных ресурсов [4-8].

С этой точки зрения актуальной представляется разработка технологии азотнокислотного выщелачивания подобного трудновскрываемого традиционными методами полиметаллического сырья. Применение азотной кислоты в качестве окислителя отличается высокой интенсивностью вскрытия сырья и полнотой извлечения металлов в раствор при малом расходе реагентов.

Диссертационная работа направлена на изучение особенностей протекания процесса азотнокислотного выщелачивания сложного полиметаллического сырья и дальнейшее постадийное селективное выделение ценных компонентов из образующихся продуктивных растворов.

Автор диссертационной работы выражает глубокую благодарность руководителю — доктору технических наук, профессору Карелову Станиславу Викторовичу, доктору технических наук, профессору Мамяченкову Сергею Владимировичу, кандидату технических наук, старшему научному сотруднику Анисимовой Ольге Сергеевне, принимавшим участие в обсуждении результатов и редактировании отдельных разделов, а также коллективу кафедры металлургии тяжелых цветных металлов Уральского федерального университета имени первого Президента России Б.Н. Ельцина во главе с член-корреспондентом РАН, доктором технических наук, профессором Набойченко Станиславом Степановичем за помощь в работе над диссертацией.

Заключение диссертации по теме «Металлургия черных, цветных и редких металлов», Рогожников, Денис Александрович

5.3 Выводы

1. Проведенные технологические исследования переработки многокомпонентных сульфидных промпродуктов позволили уточнить и дополнить результаты по определению оптимальных параметров технологической цепочки, полученные при лабораторных исследованиях.

2. Составленная по результатам исследований технологическая схема процесса включает следующие основные стадии:

- выщелачивание промпродукта азотной кислотой с получением продуктивного медь- и цинксодержащего раствора, а также нерастворимого осадка, содержащего свинец и благородные металлы.

Проведены 4 цикла выщелачивания с целью оптимизации расхода азотной кислоты. В 1 цикле удалось достигнуть следующих показателей извлечения металлов в раствор выщелачивания, %: 99,0 Си, 99,0 Ъъ, 99,3 Бе; Л остаточная концентрация нитрат-ионов в растворе составила 164,3 г/дм .

Во 2 цикле достигнуты показатели (при снижении концентрации азотной кислоты с 10,65 до 8,46 моль/дм ): извлечение - медь 93,6 %, цинк 94,3 %, железо 98,9 %; остаточная концентрация нитрат-ионов - 117,2 г/дм .

В связи с этим применена схема двухстадийного противоточного выщелачивания, позволившая достигнуть извлечения Си 99,1 %, Zn 99,5 %, Бе 99,7 %; при этом остаточная концентрация нитрат-ионов в растворе составила 10,5 г/дм ; концентрация ценных компонентов в продуктивном

1 л растворе повысилась - меди до 20,3 г/дм , цинка до 29,9 г/дм .

-улавливание образующихся при выщелачивании нитрозных газов с одновременной регенерацией азотной кислоты.

Применение двухстадийного противоточного выщелачивания позволило сократить расход азотной кислоты до 25 %. Степень абсорбции отходящих нитрозных газов достигла 90,3 %.

Концентрация нитрат-ионов в 1 абсорбционной колонке по завершению 3 цикла выщелачивания составила 6,1 моль/дм3.

- осаждение из полученного продуктивного раствора железа с применением нитрилтриметиленфосфоновой кислоты.

Степень извлечения железа в осадок составила 99,6 %, при этом медь и цинк полностью переходили в раствор, тем самым подтверждая селективность выбранного органического осадителя по отношению к Бе.

- электроэкстракция меди с получением катодного осадка. л

Концентрация меди в электролите составляла 21,1 г/дм , общая кислотность — 148,4 г/дм . Катодную плотность тока варьировали в л пределах 50-200 А/м , напряжение на ванне - 1,8-2,4 В.

Выход по току меди составил 92 %, затраты электроэнергии 3100 кВт*ч/т катодной меди.

- сорбция остаточной меди при помощи ионообменной смолы Ье\уа1й Мопор1ш ТР-220.

Остаточная концентрация меди в маточном растворе составила 0,005 г/дм , степень извлечения меди - 98,91 %.

3. По сравнению с исходным сырьем содержание золота и серебра в нерастворимом осадке возросло более чем в десять раз и составило: Аи 136,9 г/т, Ag 951,4 г/т.

После выделения основных составляющих нерастворимого осадка -элементной серы вакуумной дистилляцией или флотацией и свинца выщелачиванием с применением органических растворителей (трилон Б, ОЭДФ), полученный кек будет еще более концентрированным по благородным металлам и может перерабатываться традиционными методами.

4. Полученные результаты позволили провести расчет материального баланса технологической схемы на 1 тонну перерабатываемого промпродуктапо отдельным операциям с определением расхода реагентов и количества образующихся полупродуктов и продуктов.

5. Результаты технологических исследований являются основой для разработки технико-экономического обоснования проекта опытно-промышленного участка и позволили провести выбор технологического оборудования, рассчитанного на производительность 15 тыс. т/год по перерабатываемому сырью.

Заключение

1. Представляется перспективным гидрометаллургический способ азотнокислотного выщелачивания многокомпонентных сульфидных промпродуктов. Использование данного окислителя отличается высоким тепловым эффектом протекающих химических реакций, высоким окислительным потенциалом азотной кислоты, улавливанием отходящих нитрозных газов с регенерацией азотной кислоты, высокой скоростью окисления сульфидов металлов.

2. За счет улавливания образующихся при взаимодействии сульфидов с азотной кислотой оксидов азота удается снизить материальные затраты, используя регенерированную азотную кислоту как реагент при выщелачивании, то есть возвращая ее в голову технологического процесса. Степень абсорбции отходящих оксидов азота составила 90,3 %.

3. Термодинамический анализ показал, что для полного перевода сульфидных компонентов медно-цинкового сырья в сульфатную форму необходимы начальные высокие окислительные потенциалы системы Е > 0,9 В.

4. При помощи математического планирования эксперимента подобраны оптимальные параметры ведения процесса азотнокислотного выщелачивания коллективных промпродуктов, при которых можно обеспечить максимальное извлечение меди и цинка в раствор.

Анализ поверхностей отклика и математических моделей показал, что таковыми параметрами являются: соотношение Ж:Т=5; концентрация азотной кислоты 9,85 моль/дм ; продолжительность эксперимента 120 минут.

Разработанная при проведении технологических исследований схема двухстадийного противоточного выщелачивания позволила увеличить степень извлечения металлов в раствор: меди до. 99,1 %, цинка до 99,5 %, железа до 99,7 %.

5. Предложена математическая модель кинетики растворения сульфидов металлов азотной кислотой, позволяющая выявить наиболее существенные факторы, влияющие на скорость процесса: природа выщелачиваемого

152 сульфида, концентрация азотной кислоты, площадь поверхности твердого сульфида, приближение системы к равновесию при насыщении жидкой фазы продуктами реакции.

Определены порядки реакций взаимодействия пирита, халькопирита и сфалерита с азотной кислотой. Полученные значения оказались близки друг к другу и равны 0,5, что говорит о схожих механизмах происходящих процессов. Дробный порядок реакции говорит о том, что скорость процесса лимитируется группой кинетических стадий.

Рассчитаны эффективные константы скорости процессов растворения в неравновесной системе: кРе82= 5,9; кСирс82= 2,0; к2п8= 2,8.

Экспериментальные значения порядков реакций и констант скорости позволили по формально-кинетическому уравнению рассчитать скорости процессов, описывающие кинетику процесса с достаточной точностью.

6. Получены зависимости полноты осаждения остаточного количества свинца в растворе от концентрации НЖ)3, концентрации Н2804 и временного фактора, что позволило добиться его извлечения в нерастворимый осадок а = 99,87 %.

7. Для выделения из раствора железа предложено использовать нитрилтрметиленфосфоновую кислоту (НТФ), образующую с железом в кислой среде устойчивые нерастворимые полиядерные протонированные комплексонаты состава Ре3Н3(п1рЬ)2.Степень извлечения железа в осадок составила 99,6 %.

Образующийся железосодержащий осадок является полупродуктом для предприятий черной металлургии, перерабатывающих подобное сырье с целью получения железо-фосфорной лигатуры.

8. Определена возможность ведения электроэкстракции меди из электролитов, содержащих нитрат-ионы. При низких концентрациях меди с повышением концентрации свободной азотной кислоты в результате окисления осажденной меди образуются оксидные пленки, препятствующие электровосстановлению металла.

Проведены исследования по электроэкстракции меди из смешанных сульфатно-нитратных электролитов: ведение процесса в несколько стадий позволило добиться суммарного извлечения меди из раствора в компактный продукт 99,76 %, остаточная концентрация меди в отработанном электролите л

120 мг/дм .Выход по току меди составил 92 %, расход электроэнергии 3100 кВт*ч/т катодного осадка.

9. Для эффективного извлечения цинка из отработанного электролита необходимо полностью выделить остаточную медь. С этой целью проведены опыты по сорбции меди с использованием ионообменной смолы Ье\уа1й МопорЬдБ ТР-220. Степень извлечения составила 98,15 %, остальные катионы металлов оставались в растворе, тем самым доказывая селективность выбранного сорбента к меди.

10. Цинксодержащий раствор (до 40 г/дм Zh) по своему составу сопоставим с отработанным электролитом цинкового производства, и может использоваться при выщелачивании вельц-возгонов, тонких пылей, вторичного металлизированного сырья и др. с последующим применением полученных растворов в основном цикле цинкэлектролитного производства.

11. В аккредитованной центральной лаборатории ООО «Производственная группа «Цветметтехнология» проведены технологические исследования по выщелачиванию многокомпонентных сульфидных промпродуктов в азотной кислоте с последующим постадийным селективным выделением компонентов из полученного раствора, позволившие уточнить и дополнить результаты по определению оптимальных параметров технологической цепочки, провести расчет материального баланса технологической схемы, рассчитать эколого-экономический эффект, составляющий 5,46 млн. руб. на 1000 т коллективных промпродуктов.

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Рогожников, Денис Александрович, 2013 год

Список использованных источников

1. Козырев B.C. Некоторые тенденции развития сырьевой базы цветной металлургии капиталистических и развивающихся стран // Цветные металлы.-1991.-№12. С. 16-19.

2. Болатбаев К.Н. Состояние, проблемы и резервы технологии обогащения полиметаллического сырья. Промышленность Казахстана. — 2001. - №10. С. 91-93.

3. Кляйн С.Э., Карелов C.B., Деев В.И. Цветная металлургия. Окружающая среда. Экономика. - Екатеринбург: УГТУ-УПИ, 2000. С. 372.

4. Кузькин С.Б., Бессер А.Д. К разработке новой концепции технологии переработки руд цветных металлов // Цветная металлургия. - 2000. - № 1. С.1-5.

5. Болатбаев К.Н. Комплексное использование минерального сырья -состояние, резервы, приоритеты. - Казгос ИНТИ. - 2002. - 33 с.

6. Комбинированные малоотходные процессы комплексной переработки труднообогатимых руд и продуктов тяжелых цветных металлов // Сборник научных трудов Гинцветмета. - М., 1990. - С. 247.

7. Бочаров В.А. Комплексная переработка руд цветных металлов с применением комбинированных технологий // Обогащение руд. — 1997. -№ 3. С. 3-6.

8. Бочаров В.А., Херсонская И.И., Агафонова Г.С., Лапшина Г.А. и др. Совершенствование технологии обогащения и повышение комплексности использования сульфидных медно-цинковых руд // Цветные металлы. -1997.-№ 2. С. 8-11.

9. ЧантурияВ.А. Современные проблемы обогащения минерального сырья в России // Обогащение руд. - 2000. - № 6. С. 3-8.

10. Абишев Д., Еремин Ю. Обогащение тонковкрапленных руд — приоритетное направление горно-металлургического комплекса // Промышленность Казахстана. - 2000. - № 10. С. 96-99.

155

11. Семидалов С.Ю., Блехарская Т.П., Максимова Ю.А., Коптяев А.Ф. Разработка технологии обогащения труднообогатимых колчеданных руд // Сборник трудов. «Рациональные технологии переработки руд цветных металлов». - Свердловск, 1990. - С. 45-51.

12. Беликов В.В., Конев В.А., Кондукова Е.В., Стрельская JI.A., Корженевский Л. А. Улучшение технологических показателей использования комбинированных схем переработки труднообогатимых руд // Новые достижения и перспективы развития теории и практики переработки руд цветных металлов. Сборник научных трудов «Механобр». - Ленинград, 1980. - С. 75-80.

13. Беликов В.В. Переработка труднообогатимых полиметаллических руд по комбинированным схемам обогащения // Обогащение руд. - 1994. - № 3. С. 22-24.

14. Беликов В.В., Кондукова Е.В., Конев В.А., Стрельская Л.А. Переработка труднообогатимых полиметаллических руд по комбинированной технологии // Комбинированные малоотходные процессы комплексной переработки труднообогатимых руд и продуктов тяжелых цветных металлов. // Сборник научных трудов Гинцветмета. - М., 1990. - С. 9-10.

15. Бочаров В.А., Рыскин М.Я. Технология кондиционирования и селективной флотации руд цветных металлов. - М.: Недра, 1993. - 288 с.

16. Богданов О.С. Теория и технология флотации руд. - М.: Недра, 1990. -364 с.

17. Елисеев Н.И., Юферов В.П., Свалов С.А., Ефремов Ю.Г., Шрамм Е.О. Повышение комплексности использования руд Карабашского месторождения // Комплексное использование минерального сырья. - 1987. -№2. С. 19-22.

18. Урвас О. Проблемы добычи и переработки Cu-Zn руд Уральского региона // Цветные металлы. - 1999. - №12. С. 9-11.

19. Старостин Ю.И., Морозов Б.А., Карбовская A.B. Совершенствование

технологической схемы Гайской обогатительной фабрики в связи с

156

расширением рудной базы комбината // Обогащение руд. - 2000. — №6. С. 17-19.

20. Бочаров В.А., Рыскин М.Я., Копылов В.М., Лебедев И.М., Агафонова Г.С. Совершенствование технологии обогащения медно-цинковых руд Урала // Цветные металлы. - 1998 - № 5. С. 14-16.

21. Полякова A.M., Пичугина Е.Э. Вариант технологии селективной флотации колчеданных медно-цинковых руд // Цветные металлы. - 1990. - №7. С. 101-103.

22. Процессы и аппараты цветной металлургии / под ред. С.С. Набойченко. Екатеринбург: ГОУ ВПО УГТУ - УПИ, 2005. С. 700.

23. Металлургия меди, никеля и кобальта. Том 1. / И.Ф. Худяков, А.И. Тихонов,

B.И. Деев, С.С. Набойченко. М.: Металлургия, 1977. С. 263.

24. Тарасов A.B. Новое в металлургии меди / A.B. Тарасов // Цветные металлы. 2002. № 2. С. 38-45.

25. Ю.П. Купряков. Автогенная плавка медных концентратов во взвешенном состоянии. М.: Металлургия. 1979 г. С. 231.

26. Мечев В.В. Развитие автогенных технологий плавки полиметаллического сульфидного сырья // Цветные металлы. - 1990. -№ 7. С. 9-14.

27. Тарасов A.B., Гречко A.B., Кириллин А.Н. Автогенная переработка металлургических и нетрадиционных видов сырья - перспективное научно-техническое направление в народном хозяйстве // ЦНИИЭИ. Цветная металлургия. - 1996. - №7. С. 14-19.

28. Генералов В.А., Тарасов В.А. Современное состояние и перспективы внедрения автогенных процессов в металлургии тяжелых цветных металлов // ЦНИИЭИ. Цветная металлургия. - 1991. - №12. С. 23-27.

29. Мызенков Ф.А., Мечев В.В., Калнин Е.И. Разработка нового способа переработки медно-цинкового рудного и вторичного сырья // Цветные металлы. - 1990.-№11. С. 38-41.

30. Плавка в жидкой ванне. Под ред. А.В.Ванюкова. М.: Металлургия, 1988 г.

C.208.

31.Халемский A.M., Тарасов A.B., Казанцев А.Н. Плавка в печи Ванюкова медно-цинкового сульфидного сырья. - Екатеринбург: Кедр, 1993. - 80 с.

32. Даулетбаков Т.С., Нестеров П.В., Биттеев А.Б., Цожухай И.Ю. Переработка полиметаллических концентратов в печи вакуумкипящего слоя // Цветные металлы. - 1992. - №2. С. 19-20.

33. Кучное и подземное выщелачивание металлов / М.: МинСредмаш ДСП. 1983. С. 113.

34. Вольдман Г.М. Основы экстракционных и ионообменных процессов в гидрометаллургии. М.: Металлургия, 1993.

35. Ритчи Г.М. Экстракция. Принципы и применение в металлургии. М.: Металлургия, 1983. С. 480.

36. Технология жидкостной экстракции для производства высококачественной меди из окисленной руды / Р. Pekkala, R. Kuusisto, В. Nyman // Цветные металлы. 2001. № 6. С. 61-65.

37. Taylor A. Caires D. Alta 1997. Nickel/Cobalt pressure leaching and Hydrometallurgy forum. May 19-20, 1997. Perth. Western Australia.

38. Вольдман Г.М. Теория гидрометаллургических процессов / Г.М. Вольдман, А.Н. Зеликман. М.: Интермет Инжиниринг, 2003. С. 464.

39. Ханин А. Гидрометаллургия - металлургия будущего / А. Ханин // Металлоснабжение и сбыт. 2007. № 9. С. 40-43.

40. Применение технологии Albion в отношении смешанных медно-цинковых концентратов // URL:

http://www.albionprocess.com/downloads/MixZincCop.pdf. (дата обращения: 29.10.2012).

41. About Isa Mill™// URL: Ошибка! Недопустимый объект гиперссылки.

(дата обращения: 29.10.2012).

42. Core Group. Metallurgical and processing solutions // URL: http://www.coreresources.com.au/ (дата обращения: 29.10.2012).

43. C.C. Набойченко, Я.М. Шнеерсон, М.И.Калашникова, Л.В.Чугаев.

Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов, УГТУ-УПИ,

158

Екатеринбург, 2008, 2 том.

44. Дрейзингер Д. Выщелачивание меди из первичных сульфидов: Альтернативные варианты биологического и химического извлечения меди // Гидрометаллургия. Том 83, вып. 1-4, сентябрь 2006 г. С. 10-20.

45. Харви Т., Холдер Н., Станек Т. Термофильное биовыщелачивание концентратов халькопирита с использованием технологии GeoCoat. Доклад 8 Конференции Alta 2002 Ni/Co, г. Перт, ЗападнаяАвстралия, 2002.

46. GEOCOAT® Process Overview// URL: http://www.geobiotics.com/geocoat/process-overview.html (дата обращения: 29.10.2012).

47. About BioSigma S.A.// URL:

http://www.biosigma.cl/nueva_web/english/index.html (дата обращения: 29.10.2012).

48. The total pressure oxidation of copper concentrates / King J.A., Dreisinger D.B., Knight D.A. / Paul E. // Extract. Metallurgy of Copper, Nickel and Cobalt. 1993. Vol. 1. C. 735-756.

49. Готовится к отработке медно-золотое месторождение Гельб-Могрейн (Мавритания). ИАЦ «Минерал» по материалам Mining Magazine. 2004, August // URL: http://www.mineral.ru/News/14679.html (дата обращения: 29.10.2012).

50. Mauritania Copper Mines: Guelb-Moghrein resource estimation

Project No. L00131 //URL: Ошибка! Недопустимый объект гиперссылки, (дата обращения: 29.10.2012).

51. Риверс Р. Анализ гидрометаллургических технологий с точки зрения переработки медных концентратов. Cyprus Climax Metals, сентябрь 1997 г. 52. Mt Gordon, Australia// URL:

http://bioteq.ca/operations/mt-gordon-australia/ (датаобращения: 29.10.2012).

53. Дрейзингер Д., Марш Дж., Демпси П. «Гидрометаллургическая технология

производства халькопирита и меди, разработанная Англо-американской

корпорацией / Университетом Британской Колумбии (AAC/UBC)», доклад,

159

представленный на Седьмой Конференции ALTA 2002 Copper, 2002 г.

54. Тшиломбо А.Ф. «Механизм и кинетика пассивирования и депассивирования халькопирита в растворах железистого и микробного выщелачивания», диссертация на соискание степени кандидата наук, Университет Британской Колумбии, г. Ванкувер, Британская Колумбия, Канада, 2004 г.

55. Дрейзингер Д. «Технология INTEC для производства меди: анализ технической и финансовой осуществимости», Intec Limited, ноябрь 1998 г.

56. Nippon Mining & Metals будет развивать медную промышленность Австралии // URL: http://metal4u.ru/news/by_id/923 (дата обращения: 29.10.2012).

57. D. Dreisinger, W. Murray, D. Hunter. The application of the Platsol™ process to copper-nickel-cobalt-pge/pgm concentrates from polymet mining's north met deposit.

58. In Minnesota, the price of metals is damage to our water// URL: http://www.minnpost.com/community-voices/2010/03/minnesota-price-metals-damage-our-water (дата обращения: 29.10.2012).

59. Дефрейн Дж. и др. Технология CESL для производства меди - переход от опытно-промышленной установки к промышленной эксплуатации.

60. Хиварринен О., Хиетала К. Технология Hydrocopper - новый метод производства меди от компании Outokumpu. Доклад, представленный на Конференции по гидросульфидам 2004, Чили, апрель 2004 г.

61. Хиварринен О. и др. Извлечение золота из медного концентрата с применением технологии Hydrocopper. JOM, август 2004 г.

62. Леймала Р. и др. Технология Hydrocopper компании Outokumpu -Разработка, внедрение и эксплуатация демонстрационной установки. Доклад, представленный на Конференции Copper 2003, г. Сантьяго, Чили, 2003 г.

63. The AmmLeach process: cutting costs in base metals extraction // URL: http://www.im-mining.com/2010/03/24/the-ammleach-process-cutting-costs-in-

base-metals-extraction-2/ (дата обращения: 29.10.2012).

160

64. Показатели аммиачного автоклавного выщелачивания медного полиметаллического концентрата / Батсайхан Ш., Набойченко С.С. // Изв. Вузов. Цветная металлургия. 1992. № 5-6. С. 38-40.

65. Патент Австралии № 596716. / Mangano Peter, Adams Robert William, Matthew Ian George. Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides. 10.05.90.

66. Эннс И.И., Быков P.A., Струнников С.Г. Комбинированные гидрометаллургические схемы переработки труднообогатимых руд // Цветные металлы. - 1990. - № 8. С. 36-38.

67. Brennecke Н.М., Bergman О. Nitric-sulfuric leach process for recovery of copper from concentrate // Mining Engineering. USA. - 1981. - 33. № 8. P. 1259-1266.

68. Выщелачивание медных концентратов азотной кислотой // Цветная металлургия (экспресс-информация ВИНИТИ). 1973. № 46. С. 7-12.

69. Haboshi F. Treatment of low grade nickel-copper sulfide concentrate by nitric acid // Trans. Soc. Mining. Eng. AIME. 1973. Vol. 254. № 3.P. 228-231.

70. Bjorling G. et al. Hydrometallurgical production of copper from activated chalcopyrite. New York. Metall. SAIME. TM Spaper A-68-1. 1968. Vol. 68. № l.P. 70-75.

71. Prater J. D., Quncau P.B., Hunson T.J. Nitric acid route to processing copper concentrates // Trans. Soc. Mining. Eng. AIME. 1973. Vol. 254. № 2. P. 117-122.

72. Цейдлер A.A. Краткий обзор иностранной литературы по металлургии меди // Цветные металлы. 1974. № 12. С. 69-73.

73. Tiirke W., Fischer P. Complex Met., 78. Pap. Inst. Symp., Bad Harzburg. 1978. London. 1978. P. 101-112.

74. Паздников П.А. Новые методы комплексного извлечения элементов из медно-цинковых концентратов / Научные труды Института металлургии Уральского филиала АН СССР. Вып. 6. 1959. С. 11.

75. Рогожников Д.А., Карелов С.В., Мамяченков С.В., Анисимова О.С.

Способы утилизации отходящих нитрозных газов// Современные проблемы

науки и образования. 2011. № 6. URL: www.science-education.ru/100-4941

161

(дата обращения: 29.10.2012).

76. Соколенко JIM. Улавливание и утилизация нитрозных газов. Черкассы: НИИТЭХИМ, 2009.

77. Атрощенко В. И., Каргин С.И. Технология азотной кислоты. М.: Химия, 1970.

78. Мельников Е.А. Справочник азотчика. М.: Химия, 1987. С. 496.

79. Болатбаев К.Н. Исследование закономерностей высокотемпературного гидрохимического окисления сульфидов цинка, свинца, железа и разработка на их основе комбинированных схем переработки труднообогатимых полиметаллических руд. Дисс. д.т.н. 05.16.02. Екатеринбург. 2006 г.

80. Миркин Л. И. Справочник по рентгеноструктурному анализу поликристаллов. М.: ГИФМЛ, 1961. С. 437.

81. Богачева Л.М., Исматов Х.Р. Гидрометаллургическая переработка медьсодержащих материалов. Ташкент: Изд-во «Фан». 1989. С. 19-20.

82. Глинка Н. Л. Общая химия: Учебное пособие для вузов. М.: Интеграл-Пресс, 2004. С. 438.

83. Паздников П.А. Теоретические предпосылки к выбору реагентов для выщелачивания металлов из сульфидов / Научные труды Института металлургии Уральского филиала АН СССР. Вып. 6. 1959. С. 18.

84. Кварахцелия Р. К. Электрохимическое восстановление кислородных соединений азота. Тбилиси: Мецниереба, 1978. С. 113.

85. Bjorling G. Recovery of valuable metals from slags, leached residues and scraps by a wet oxidation methods // Journal of chemistry, U.A.R. 1966. Vol. 9. № 2. P. 205-216.

86. Теория вероятностей и математическая статистика: Учеб. Пособие / Урал, гос. экон. Ун-т. В.М. Иванов. Екатеринбург: Издательство УрГЭУ, 2001. С.115.

87. Практикум по теории статистики: Учеб. пособие / P.A. Шмойлова, А.Б. Гусынин, В.Г. Минашкин и др. Под ред. P.A. Шмойловой. М.: Финансы и статистика, 2001. С. 416.

88. Лидин P.A., Андреева Л.Л., Молочко В.А. Константы неорганических веществ // Справочник. М.: Дрофа. 2006.

89. Джонсон К. Численные методы в химии. -М.: Мир, 1983. - 378 с.

90. Каковский И.А., Поташников Ю.М. Кинетика процессов растворения. - М.: Металлургия, 1975. С. 228.

91. Рогожников Д.А. Исследование селективного извлечения цветных металлов из электронного лома // Сборник научных трудов Международной конференции с элементами научной школы для молодежи «Проблемы экологии и рационального природопользования стран АТЭС и пути их решения». М.: МИСиС, 2010. С. 60-62.

92. Карелов C.B., Рогожников Д.А. Комплексная гидрометаллургическая переработка электронного лома с селективным извлечением цветных металлов // Международная заочная конференция, посвященная 15-летию со дня создания РУО АИН «Инженерная поддержка инновации и модернизации». Екатеринбург: РУО АИН, 2010. С. 26-27.

93. Карелов C.B., Рогожников Д.А. Исследование комплексной переработки многокомпонентного электронного лома с селективным извлечением цветных металлов // Международная научно-техническая конференция молодых ученых и специалистов «Актуальные вопросы металлургии цветных металлов». Красноярск: СФУ, 2011. С. 26-27.

94. Карелов C.B., Рогожников Д.А., Анисимова О.С., Мамяченков С.В.Гидрометаллургическая переработка многокомпонентных техногенных отходов с селективным извлечением цветных металлов // I Международная интерактивная научно-практическая конференция «Инновации в материаловедении и металлургии». Екатеринбург: УрФУ, 2011. С. 140-141.

95. Карелов C.B., Рогожников Д.А., Мамяченков C.B., Анисимова О.С. Исследование селективного выделения свинца из азотнокислых растворов комплексной переработки многокомпонентного вторичного сырья цветных металлов // Научно-технический вестник Поволжья. 2011. № 1. С. 44-47.

96. Дятлова Н.М., Темкина В.Я., Колпакова И.Д. Комплексоны. М.: Химия,

163

1970 г. С. 116.

97. Дятлова Н.М., Темкина В.Я., Попов К.И. Комплексоны и комплексонаты металлов. М.: Химия, 1988 г. С. 190.

98. Анисимова О.С., Набойченко С.С., Лебедь А.Б. / Утилизация железосодержащих осадков в качестве сырья // Международная научно-техническая конференция «Техноген-97». Екатеринбург, 1997. С. 58.

99. Багоцкий B.C. Основы электрохимии. М.: Химии, 1988. С. 400.

100. Левин А.И. Электрохимия цветных металлов. М.: Металлургия, 1982. С. 256.

101. J.Y. Choi, D.S. Kim / Production of ultrahigh purity copper using waste copper nitrate solution // Department of Environmental Science and Engineering, Ewha Womans University, Daehyundong 11-1, Seodaemungu, Seoul 120-750, South Korea. 2002.

102. Горбачев C.B. Труды совещания по электрохимии. М.: Изд-во АН СССР, 1959. С. 61.

103. Гидрометаллургия цинка (очистка растворов и электролиз) / Л. А. Казанбаев, П. А. Козлов, В. Л. Кубасов, А.В. Колесников. М.: Издательский дом «Руда и металлы», 2006. С. 50-53.

104. Валиев Х.Х. Испытания гидрометаллургической переработки пылей автогенных процессов // Цветные металлы. 1992. №7. С. 28-30.

105. Пат. 5286465 США, МПК С 22 В 7/02. Hydrometallurgical process for recovering iron sulfate and zinc sulfate from baghouse dust, 1994.

106. Raghavan R., Mohanan P.K., Patnaik S.C. Innovative processing technique to produce zinc concentrate from zinc leach residue with simultaneous recovery of lead and silver // Hydrometallurgy. 1998. 48, № 2. C. 225-237.

107. Wang De-quan, Hang Lan, Lin Mao-shen. Treatment of cadmium dust with two-stage leaching process // Trans. Nonferrous Metals Soc. 2000. №2. C. 267-269.

108. Recovery of zinc from EAF dust by electrowinning // Steel Times. - 1992. 220, №12. C. 567-568.

109. Халемский A.M., Горячун Б. А., Паюсов С. А. Сернокислотное

164

выщелачивание пылевозгонов выплавки латуней // Цветные металлы. 1991. №1. С. 24-26.

110. Рогожников Д.А., Карелов C.B., Мамяченков C.B., Анисимова О.С. Технология гидрометаллургической переработки сложного многокомпонентного сульфидного сырья // Металлург. 2013. № 3. С. 98-100.

111. Семун Н.Ц., Мамяченков C.B., Рогожников Д.А. Комплексная переработка пиритных концентратов ГОК «Эрдэнэт» // Металлург. 2013. № 1. С. 80-82.

УТВЕРЖДАЮ Директор ООО «Производственная группа

«Цвет:

ология»

Агал аков

ТТ^Г'в^д \\ - \

№NN№-20113 г.

МП

АКТ о проведении ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ИССЛЕДОВАНИЙ по переработке труднообогатнмых многокомпонентных промпродуктов

с использованием азотной кислоты

Для проверки и подтверждения результатов лабораторных исследований в центральной (исследовательско-технологической и аналитической) лаборатории ООО «Производственная группа «Цветметтехнология» нами с 26.03 по 6.04.2013 г. проведены технологические исследования по выщелачиванию многокомпонентных сульфидных промпродуктов в азотной кислоте с последующим постадийным селективным выделением компонентов из полученного продуктивного раствора.

Цели работы:

1. Оптимизация в укрупненном масштабе параметров ведения отдельных стадий технологической цепочки переработки многокомпонентных сульфидных промпродуктов в азотнокислой среде.

2. Составление материального баланса технологической схемы по отдельным операциям с определением расхода реагентов и количества образующихся полупродуктов и продуктов, установлением их составов.

2. Составление материального баланса технологической схемы по отдельным операциям с определением расхода реагентов и количества образующихся полупродуктов и продуктов, установлением их составов.

3. Подготовка исходных данных для оценки экономической эффективности разрабатываемой технологии переработки многокомпонентных сульфидных промпродуктов.

Описание методики проведения исследований и предлагаемой технологической схемы процесса переработки промпродукта

Сырьем при проведении исследований являлся промпродукт месторождения «Майкаин В» (Казахстан), представляющий собой полиметаллический сульфидный концентрат, неподдающийся разделению при селективной флотации. Химический состав промпродукта (в пересчете на сухое сырье) представлен в таблице!:

Си гп 8 Ре АБ РЬ Аи, г/т А& г/т Са мё А1

6,37 9,21 46,3 33,57 0,21 1,18 11,50 81,30 1,72 0,24 0,10

Технологическая схема процесса (Приложение 1*) включает следующие основные стадии:

1. Выщелачивание промпродукта азотной кислотой с получением продуктивного медь- и цинксодержащего раствора, а также нерастворимого осадка, содержащего серу, свинец и благородные металлы.

2. Улавливание выделяющихся при выщелачивании нитрозных газов с одновременной регенерацией азотной кислоты.

3. Осаждение из полученного продуктивного раствора железа с применением нитрилтриметиленфосфоновой кислоты и отделением получаемого комплекса от раствора.

4. Электроэкстракция меди с получением катодного осадка.

5. Сорбция остаточной меди при помощи ионообменной смолы ЬелуаШ Мопор1из ТР-220.

1 стадия

Промпродукт(100 г) в смеси с водой в виде пульпы поступал на выщелачивание в круглодонный стеклянный реактор объемом 1 дм , имеющий 3 отверстия: для подачи расчетного количества 71-процентной азотной кислоты (Ж:Т=5:1) при помощи дозирующего устройства ВюЬк ргоБрешег; воздуха от компрессора для окисления выделяющихся при взаимодействии сульфидов с Н>Юз низших оксидов азота до высших; отвода нитрозных газов, направляемых через водоохлаждаемый обратный холодильник в абсорбционные колонки для регенерации азотной кислоты. Вся система герметична. Процесс протекал при постоянном перемешивании посредством магнитной мешалки со скоростью 500 об/мин.

По окончании процесса полученная пульпа поступала на стадию фильтрации на заправленной двумя слоями фильтровальной бумаги типа «синяя» лента воронке Бюхнера под вакуумом с получением продуктивного раствора, направляемого на следующую операцию технологической цепочки, и осадка, содержащего элементную серу и не растворившиеся компоненты сырья - главным образом - соединения пустой породы, благородные металлы и соосажденный сульфат свинца. Концентрат драгметаллов, после выделения из нерастворимого остатка свинца и серы, можно доизвлекать традиционными методами. Далее осадок промывали, сушили и взвешивали. Промывную воду направляли на стадию улавливания нитрозных газов. От каждого полупродукта отбирали пробу для анализа.

В 1 цикле выщелачивания приняли следующие параметры: объем воды на распульповывание сырья - 200 см3, объем 71-% азотной кислоты - 330 см3. Таким образом, концентрация НЫ03составила 10,65 моль/дм3.

Выщелачивание вели в течение трех часов. Завершение процесса определяли по снижению интенсивности агитации пульпы за счет выделяющихся реакционных газов, исчезновению пены на границе раздела фаз газ - жидкость, окрашиванию раствора в темно-зеленый цвет и т.д.

Стоит отметить, что вследствие постепенного повышения кислотности пульпы в виду невозможности мгновенной подачи расчетного количества НМЭз (в этом случае создающееся высокое давление в системе может привести к ее разгерметизации, либо выбросу пульпы в отверстия реактора), на начальных этапах процесса часть сульфидной серы окисляется до элементного состояния что подтверждается результатами анализов. Однако выход ее не превышает 10 % от общего количества и не оказывает значимого влияния на показатели извлечения металлов в раствор выщелачивания.

Результаты 1 цикла выщелачивания приведены в таблице 2:

Продукты Кол-во Си Бе РЬ Б

г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 %

Раствор выщ-ния, см3 420 13,9 91,5 19,9 90,9 74,4 93,1 0,17 6,1 2,1* ♦Ю"4 2,6 90,33 81,9

Промвода, см3 300 1,6 7,5 2,5 8,1 6,9 6,2 0 0 0 0 12,57 8,2

Кек (сух.), г 12,4 - 1,0 - 1,0 - 0,7 - 93,9 - 97,4 - 9,9

Таким образом, удалось достичь суммарного извлечения элементов в раствор: меди - 99,0 %, цинка - 99,0 %, железа - 99,3 %, свинца - 6,1 % (за счет высокой концентрации азотной кислоты часть РЬ804 растворилась), серы - 90,1 %. Также в раствор выщелачивания перешло 2,6 % серебра в виде AgNOз. Выделение серебра из раствора можно осуществить соляной кислотой, осадив его в виде А§С1.

После выщелачивания при помощи лабораторного иономера И-160М и ионоселективного электрода ЭЛИС-12ШОз провели анализ на содержание нитрат-ионов в растворе - 164,Зг/дм3.

Такое количество ЖУзявляется избыточным и препятствует проведению дальнейших стадий технологической схемы (в частности, вследствие избытка азотной кислоты в растворе при осаждении железа происходит растворение образующегося осадка с выделением нитрозных газов), поэтому приняли решение в следующем цикле сократить количество азотной кислоты.

Параметры 2 цикла выщелачивания: объем воды - 250 см , объем 71-%

л о

азотной кислоты - 275 см , концентрация НКОзСОСтавила 8,46 моль/дм . Результаты 2 цикла выщелачивания приведены в таблице 3:

Продукты Кол-во Си гп Ре РЬ Аё Б

г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм % г/дм3 % г/дм %

Раствор выщ-ния, см3 410 13,6 87,5 19,8 88,1 75,7 92,5 0,1 3,4 0,7* *10-4 0,9 87,1 77,1

Промвода, см3 300 1,3 6,1 1,9 6,2 7,2 6,4 0 0 0 0 8,8 5,7

Кек (сух.), г 13,9 - 6,4 - 5,7 - 1,1 - 96,6 - 99,1 - 17,2

Из результатов, представленных в таблице 3, видно, что с уменьшением концентрации азотной кислоты суммарное извлечение элементов также снизилось: меди до 93,6 %, цинка до 94,3 %, железа до 98,9 %, свинца до 2,4 %, серебра до 0,9 %, серы до 82,8 %.

При этом концентрация ЖУ3в растворе выщелачивания составила 117,2г/дм3, что также является избыточным количеством.

В связи с этим приняли решение сымитировать двухстадийное противоточное выщелачивание сульфидных полиметаллических промпродуктов с целью снижения концентрации нитрат-ионов в продуктивном растворе выщелачивания, повышения степени регенерации азотной кислоты и увеличения концентрации меди и цинка в растворе выщелачивания.

На первую стадию выщелачивания поступает промпродукт и обогащенный раствор со второй стадии выщелачивания, тем самым обеспечивается: во-первых, выщелачивание исходного сырья (степень выщелачивания до 40 %); во-вторых, донасыщение раствора выщелачивания

170

ценными компонентами промпродукта; в-третьих, нейтрализация избыточного количества азотной кислоты. Полученный на этой стадии продуктивный раствор поступает на следующую технологическую операцию.

Подвергшийся первичной обработке промпродукт направляется на вторую стадию выщелачивания, где достигается максимальная степень обеднения твердой фазы. Окисление сульфидов происходит за счет свежих порций азотной кислоты, часть из которой составляет регенерированная. Полученный кек после фильтрации и промывки является полупродуктом, содержащим нерастворимые компоненты сырья, обогащенный раствор подается на выщелачивание исходного промпродукта.

Для реализации предлагаемой имитационной модели первоначально в качестве обогащенного раствора для 1 стадии противоточного выщелачивания использовали продуктивный раствор, полученный во 2 цикле (объем 410 см ). В результате получен продуктивный раствор 1, направляемый на осаждение железа, кек 1 подвергался 2 стадии выщелачивания с получением обогащенного раствора 2, который поступает вновь на первую стадию выщелачивания новой порции промпродукта. После этого образуется продуктивный раствор 2, направляемый на стадию осаждения железа.

Результаты двухстадийного противоточного выщелачивания представлены в таблице 4:

Продукты Кол-во Си Ъъ Ре РЬ 8

г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 %

Продуктивный раствор 1, см3 340 20,3 24,4 28,9 21,1 111,4 21,8 1,4* *10-1 4,1 1,1* #10-4 0,8 126,0 20,0

Кек 1 (сух.), г 78,1 - 75,6 - 78,9 - 78,2 - 95,9 - 99,2 - 80,0

Обогащенный раствор 2, см3 350 12,8 90,3 18,7 91,0 69,2 92,4 0,1 5,8 1,4* ♦10"4 1,7 80,8 78,2

Промвода, см3 300 1,5 8,8 2,0 8,5 6,4 7,3 0 0 0 0 16,6 13,8

Кек 2 (сух.), г 8,4 - 0,9 - 0,5 - 0,3 - 94,2 - 98,3 - 8,0

Продуктивный раствор 2, см3 300 20,2 34,8 29,9 37,1 110,1 36,3 0,2 5,0 2,0* ♦10"4 1,5 128,0 35,8

Применение двухстадийного противоточного выщелачивания позволило увеличить концентрацию ценных компонентов продуктивного раствора: меди

л л

до 20,3 г/дм , цинка до 29,9 г/дм . Остаточная концентрация Ж)"3в растворе

Л

выщелачивания снизилась до 10,5 г/дм . Кроме того, имитационная модель позволила сократить расход свежей азотной кислоты до 25%.

2 стадия

Образующиеся при взаимодействии азотной кислоты с сульфидами промпродукта нитрозные газы отводили из реактора в три последовательно соединенные склянки Петри, выполняющие роль абсорбционных колонок с общей высотой 0,5 м, наполненные водой. В реактор подавали воздух для окисления газов до высших оксидов азота. Нитрозные газы и пары воды предварительно подвергали охлаждению и конденсации в холодильнике-конденсаторе.

После имитаторов абсорбционных колонн 1 ступени газы направляли на 2 ступень - барботажную санитарную колонну, заполненную 30-% раствором мочевины (карбамида).

Регенерированную азотную кислоту анализировали, затем возвращали в голову технологической схемы на стадию выщелачивания. По завершении 1 цикла выщелачивания кислотность растворов в абсорбционных колонках составила: 1 - 100,04 г/дм3; 2 - 20,6 г/дм3; 3 - 7,06 г/дм3. На 2 цикле выщелачивания растворы были разбавлены водой на 30 %, по завершении

Л Л Л

процесса кислотность составила: 1 - 174,6 г/дм , 2 - 49,0 г/дм ; 3 - 18,4 г/дм . Тем самым происходило насыщение смесью азотной и азотистой кислот.

После трех циклов выщелачивания в первой абсорбционной колонке удалось достигнуть концентрации нитрат-ионов 6,1 моль/дм . Степень абсорбции отходящих оксидов азота составила 90,3 %,

3 стадия

Полученный на стадии выщелачивания продуктивный раствор далее поступал в стеклянный реактор (У= 1дм3) для выделения железа в виде нерастворимых комплексонатов состава Ре3Нз(п1рЬ)2. С этой целью в реактор подавали нитрилтриметиленфосфоновую кислоту (НТФ), исходя из соотношения металл:лиганд 3:2.

Реакция сопровождалась моментальным выделением хлопьевидного осадка белого цвета, однако для более полного осаждения пульпа выдерживалась в течение получаса при постоянном перемешивании посредством импеллерной мешалки.

Подачу органического осадителя осуществляли порционно, т.к. образующийся в большом количестве осадок затруднял перемешивание пульпы. После слива части комплексона осадок отделялся на воронке Бюхнера, а фильтрат возвращался для осаждения следующей порции железа.

Как упомянуто выше, избыточное содержание нитрат-ионов в растворе выщелачивания не позволяет вести процесс осаждения - спустя небольшой промежуток времени железосодержащий осадок начинал растворяться с выделением оксидов азота, раствор вновь изменял окраску с голубого на зеленый.

По завершении процесса пульпу направляли на стадию фильтрации, полученный продуктивный раствор поступал на следующую технологическую стадию, а железосодержащий осадок промывали, сушили и взвешивали. Все полученные полупродукты подвергали анализу.

Полученный железо-фосфорный кек может использоваться в качестве полупродукта на предприятиях черной металлургии для получения ценной железо-фосфорной лигатуры.

Результаты стадии осаждения железа представлены в таблице 5:

Продукты Кол-во Си Zn Fe S

г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 % г/дм3 %

Продуктивный раствор, см3 500 21,1 81,7 31,5 83,8 0,4 0,3 131,3 80,8

Промвода, см3 500 4,2 18,3 5,8 16,2 0,1 0,1 25,4 15,6

Кек (сух.), г 163,5 - 0 - 0 - 99,6 - 3,6

4 стадия

После стадии осаждения железа продуктивный раствор поступал на следующую технологическую операцию - электроэкстракцию меди. Процесс проводили в открытой электролизной ванне объемом 1 дм3 с циркуляцией электролита, осуществляемой при помощи перистальтического насоса Masterflex® model 7553-79, скорость обмена электролита составляла 1,2дм /ч.

В качестве катода использовали пластину из высокосортной кислотоупорной стали, анод изготовлен из платинированного титана.

л

Электролит объемом 500см , поступающий на стадию электроосаждения,

3 3

содержал 21,1 г/дм меди, общая кислотность - 148,4 г/дм . Время проведения процесса 16 часов.

Питание ванны электрическим током осуществляли посредством блока трансформатор-выпрямитель, катодную плотность тока варьировали от 200 до 50 А/м , напряжение на ванне поддерживали на уровне 1,8-2,4 В. Выход по току меди составил 92 %, затраты электроэнергии 3100 кВт*ч/т катодного осадка.

По окончании процесса катодный осадок промывали и взвешивали, обедненный электролит поступал на следующую технологическую стадию. Полученные продукты и полупродукты подвергали анализу.

5 стадия

С целью удаления из обедненного (до 1 г/дм ) электролита остаточного

количества меди проводили сорбционное извлечение на ионообменной смоле

174

Lewatit Monoplus TP-220,находящейся в полностью отрегенерированной Н-форме (в набухшем и гидратированном виде). Это означает, что для запуска в работу не требуется дополнительной подготовки смолы.

Исследования проводили в стеклянном реакторе объемом 1 дм, в статическом режиме. Общее время контакта ионита с раствором составило 3 суток, при этом периодически осуществляли перемешивание. Насыщенный ионит отделяли на нутч-фильтре от растворов и промывали дистиллированной водой до нейтральной реакции. Маточные растворы подвергали анализу.

Остаточная концентрация меди в маточном растворе составила •j

0,005 г/дм , степень извлечения меди - 98,91 %.

Десорбцию меди с ионита осуществляли серной кислотой концентрацией 180 г/дм3, общее время контакта ионита с кислотой составило 1,5 часа при периодическом перемешивании.

Полученным десорбатом можно укреплять продуктивный раствор на стадии электроэкстракции меди.

о

Маточный раствор после сорбции содержал до 30 г/дм цинка и до 150 г/дм3 серной кислоты.

Выводы

1. Проведенные технологические исследования переработки многокомпонентных сульфидных промпродуктов позволили уточнить и дополнить результаты по определению оптимальных параметров технологической цепочки, полученные при лабораторных исследованиях.

2. Составленная по результатам исследований технологическая схема процесса включает следующие основные стадии:

- выщелачивание промпродукта при помощи азотной кислоты с получением продуктивного медь- и цинксодержащего раствора, а также нерастворимого осадка, содержащего свинец и благородные металлы;

-улавливание образующихся при выщелачивании нитрозных газов с одновременной регенерацией азотной кислоты;

-осаждение из полученного продуктивного раствора железа с применением нитрилтриметиленфосфоновой кислоты;

-электроэкстракция меди с получением катодного осадка; -сорбция остаточной меди при помощи ионообменной смолы Ье\уа1:к Мопор1ш ТР-220.

подготовка цинксодержащего раствора к переработке по схеме, традиционной для обедненного электролита производства катодного цинка электроэкстракцией.

3. Полученные результаты позволили провести расчет материального баланса технологической схемы по отдельным операциям с определением расхода реагентов и количества образующихся полупродуктов и продуктов.

4. Результаты проведенных исследований планируется использовать при разработке технико-экономического обоснования проекта и технологического регламента опытно-промышленной установки.

От ООО «Производственная группе/«Цветметтехнология»:

Начальник ЦЛ ООО «ЦМТ»

Управляющий по качеству ЦЛ ООО "ЦМТ"

Главный инженер проектов

Профессор каф. МТЦМ, д.т.н. Профессор каф. МТЦМ, д.т.н. инженер каф. МТЦМ

A.A. Калошин

Б.К.Хатямов

М.Е. Пастухов

От УрФУ: C.B. Карелов C.B. Мамяченков Д.А. Рогожников