Файл: Набойченко, С. С. Гидрометаллургия меди.pdf

батывают 4 раза в течение 30 ч, получая четыре различных по составу раствора. При наличии в растворах железа его осаждают известью. Осветленные растворы поступают на электролиз. Расход серной кислоты при выщелачивании составляет 3 т на 1 т извлекаемой меди.

Эмералд Ислз. (США, turn. Аризона) [260]

В 1944 г. завод начал переработку окисленной руды, содержащей 2% Си. После дробления и грохочения руду крупностью — 13 мм направляли на перколяционное выщелачивание. Операцию прово­ дили в четырех бетонных чанах, футерованных деревом, пропитан­ ным крёзотом. Размеры чана 2,0x3,05x33,5. Выщелачивание 1%-ным раствором серной кислоты длилось 96 ч. Хвосты промывали в пяти чанах: два из них размером 3,05x15,5 и три 3,05x9,15 м.

Уид Хайтс (Анаконда, США) [238, 316, 390—394]

На переработку поступают окисленные руды, в которых основной медный минерал — хризоколла, а вмещающая порода — кварцевый моноцит; содержание меди в руде 0,6—0,813%, до 84% меди при­ ходится на долю растворимой. Схема выщелачивания и цементации показана на рис. 67.

Руду дробят в две стадии до крупности — 10 мм; выход фракции +3,2 мм составляет 40—52%, минусовую фракцию «агломерируют» при влажности 7—9%, после чего крупность материала, загружае­ мого в железобетонные чаны, составляет — 11 мм.

Первый чан заполняют восходящей перколяцией с помощью насоса; в остальные чаны раствор поступает за счет гидравлического напора, который при необходимости поддерживают аэролифтом (0,76 м3/мин). Загрузка длится 10—15 ч, выгрузка 14 ч, процывка хвостов 32 ч; температура при выщелачивании 36° С. Основные ре­ гулируемые параметры: продолжительность контакта раствора с ру­ дой и расход кислоты. Хвосты, содержащие 0,054% кислотораство­ римой меди и имеющие влажность 11— 13%, направляют в отвал.

Серную кислоту получают контактным способом на установке производительностью 450 т/сут, используя привозную руду (25% S); расход кислоты 320 т/сут.

Растворы после корректировки кислотности поступают на це­ ментацию. Для них характерно повышенное содержание меди, трех­ валентного. железа и пустой породы. Тем не менее при цементации извлечение меди составляет 99,97% (остаточное содержание меди 0,007 г/л), содержание меди в осадке 80—83%, железа 2,4%, нера­ створимого остатка 1%, расход осадителя 1,2— 1,25 т/т меди. Такие высокие показатели получены благодаря тщательному контролю состава раствора, совершенному гидродинамическому режиму в аппа­ рате, оптимальной продолжительности контакта раствора с осадителем и высокому его качеству. При цементации поддерживают тем­ пературу не выше 30° С, для чего в теплое время года раствор ча­ стично охлаждают.

199

Первоначально проводили трехстадиальную цементацию в 20 сдво­ енных железобетонных желобах (18,3x3,05x1,37 м), которые впо­ следствии заменили «активированными» желобами, что позволило уве­ личить скорость подачи раствора на 1 м2 сечения аппарата с 14,5 до 21 л/мин, интенсифицировало процесс и несколько снизило расход осадителя. В качестве осадителя использовали активную обезлуженнуго жесть однородной крупности с насыпной массой 354 кг/м3 или высечку, насыпная масса которой составляет 260—275 кг/м3.

Цементный осадок тщательно обрабатывают для отделения остат­ ков скрапа й отмывки сульфатов, в течение суток подсушивают в ре­ зервуарах, обогреваемых природным газом, до влажности 12—15% и отправляют на медеплавильный завод. Такая подготовка осадка с учетом значительного расстояния перевозки оказалась более вы­ годной по сравнению с брикетированием.

Растворы после цементации упаривают в бассейнах или исполь­ зуют для улавливания пыли и охлаждения огарка на сернокислот­ ной установке. Поскольку шлам скрубберов и пульпу огарка на­ правляют в отвал, значительную часть железа таким способом выво­ дят из технологического цикла.

Завод Мантос Бланков (Чили) [395]

Месторождение окисленных руд открыто в 1912 г. Характерная особенность руды — непостоянство состава и большое содержание хлоридов (0,4— 15% С1). Медные минералы на 2/3 представлены атакамитом, остальная часть — хризоколлой. Содержание меди в руде 1,9%, из которых около 97% кислоторастворимой. Пустая порода представлена дацитом, кальцитом (до 1 %) и характеризуется пониженной проницаемостью, поэтому необходимо мелкое ее дробле­ ние (до —4,5 мм) перед выщелачиванием. Однако в этом случае воз­ растает содержание мелких фракций (до 60% фракции —0,32 мм), поэтому руду увлажняют до 5—6%, окатывают, а затем отделяют мелочь.

Цикл обработки руды включает 108 ч выщелачивания, 36 ч про­ мывки, 48 ч загрузки руды и выгрузки хвостов; схема потоков обра­ батываемых материалов приведена на рис. 68.

Выщелачивание растворами соляной и серной кислот проводят в железобетонных чанах, обслуживаемых 10-т мостовым краном. Применяют противоточную перколяцию и промывку. К особенностям данной практики выщелачивания относят:

1. Организацию восходящей . перколяции растворителя непо­ средственно в момент загрузки, что, несмотря, на мелкое дробление руды, устраняет каналообразование и вредное влияние газов, обра­ зующихся при растворении кальцита.

2. Удаление 114— 152 м3 раствора после загрузки чана в емкости для промывных вод, так как раствор беден и содержит много шламов. Это облегчает последующую перколяцию раствора и устраняет за­ грязнение богатых растворов шламов.

3. Разное направление потока раствора в смежных чанах, что улучшает проницаемость слоя руды.

201

!

4. Введение флокулянтов для осветления (в течение 6 ч) обога­ щенного раствора перед осаждением меди, что существенно упрощает обработку получаемого осадка. Используемая арматура, трубопро­ воды и насосы футерованы кислотостойкой резиной.

Промывочные воды на противоточную промы вку

/ —V I I I — емкости для хранения промывных вод

Богатый раствор, объем которого составляет 265 м3/сут, обраба­ тывают в противотоке сернистым газом в пяти стальных башнях диаметром 4 м и высотой 17 м, футерованных полимерным материалом

икислотостойким кирпичом. При этом около 60% меди осаждается

ввиде полухлористой меди. Сернистый газ (14% S 0 2) получают при

202

сжигании комовой серы. Пульпу полухлористой меди обезвоживают на центрифуге; фугат возвращают на выщелачивание руды. За сутки осаждается 55—57 т меди в виде хлорида и регенерируется 75—85 т серной кислоты. Ежедневно, до 530 м3 раствора выводят на глубокое обезмеживание цементацией и на удаление накапливающихсяпри­ месей (сульфатов и хлоридов железа, алюминия, магния, натрия). Для цементации используют два барабана объемом по 30 м3 (про­ должительность операции 2,5 ч) и два чана с воздушным перемешива­ нием объемом по 50 м3 (продолжительность 8—9 ч). Получают 15 т/сут цементного осадка, содержащего около 75% Си.

Готовят шихту, состоящую из 60% хлорида меди, 36% известняка, 4% восстановителя; смесь-гранулируют, подсушивают при 177° С в течение 20 мин для увеличения механической прочности гранул, переплавляют во вращающихся печах емкостью 13 т. Полученную медь, содержащую 99,5% Си, 0,09—0,3% 0 2, 0,1% S, 0,003— 0,01 % Fe, подвергают огневому рафинированию для более полного удаления железа, серы, кислорода.

Рэй Майнз Дивижен (США, шт. Аризона) [396—398]

На заводе организована переработка силикатной руды (0,8% Си, основной минерал— хризоколла). Руду дробят до крупности

—12,7 мм, после классификации крупную фракцию подвергают перколяционному выщелачиванию, а шламы (—0,15 мм) направляют на выщелачивание отработанным электролитом в пачуках.

Хвосты промывают декантацией в пяти сгустителях, нижний слив из последнего сгустителя направляют в отвал. Медь, содержа­ щуюся в промывных водах, осаждают цементацией в конусных аппа-' ратах. Полученный осадок растворяют, и раствор, содержащий 50 г/л Си, объединяют с основным раствором перколяционного выще­ лачивания. Объединенный раствор, в котором концентрация меди уже 30 г/л, подвергают электролизу с получением катодного металла

(>98,9% Си).

Половину богатого раствора обезмеживают до 10 г/л, а вторую часть его — до 5 г/л; первый отработанный электролит направляют на перколяционное выщелачивание, а второй— на агитационное.

Помимо матричных ванн, в электролитном отделении установлено 400 товарных ванн.

Электролиз ведут при плотности тока 175—55 А/м2, используют перфорированные аноды; выход по току 70%, а расход электро­ энергии 3300 кВт-ч/т меди.

Для борьбы с испарениями в электролит вводят пенообразующее ПАВ анионного типа. Соли железа и алюминия в обезмежениых про­ мывных растворах осаждают известняком; фильтрат используют при промывке хвостов перколяционного выщелачивания. Завод выпускает около 24 тыс. т/год катодной меди. Для удовлетворения потребности в серной кислоте сооружена специальная установка, на которой получают кислоту контактным способом из смеси газов обжиго­ вого и конвертерного отделения близлежащего медеплавильного завода Хэйден.

203

Нчанга (Нчанга Консолидейтид Коппер Майнз, Замбия)

[174, с. 253—277; 399—400; 401]

При флотационном обогащении руд месторождений Нчанга на­ ряду с сульфидным концентратом получают богатый окисленный и бедный концентраты, содержащие соответственно 11— 14 и 2— 2,7% кислоторастворимой меди. Основные минералы: куприт, хризоколла, малахит, азурит и гораздо реже <— халькопирит, халькозин, борнит.

Рис. 69. Схема цепи аппаратов переработки окисленных концентратов на заводе Нчанга:

1 — чан с механическим перемешиванием для выщелачивания; 2, 3 — сгустители; 4 — сбор­ ник богатого раствора; 5 — коммерческие электролизные ванны; 6 — ванны матричного отделения; 7 — сгуститель пульпы бедного концентрата; 8 — расходный чан для питания фильтра; 9 — фильтр для нейтральных растворов; 10 — чан с механическим перемешиванием

ханическим перемешиванием для осаждения гидрата меди; 30 — сгуститель

Руды характеризуются повышенным содержанием шламовых фракций, особенно после дробления, поэтому в отличие от практики американских заводов, вместо перколяционного используют агита­ ционное выщелачивание (рис. 69).

Богатый концентрат выщелачивают в трех чанах (Т : Ж == 1) в течение 4,5—5,5 ч при аэрации пульпы, достигая извлечения 99% меди. После отстаивания пульпы и фильтрации получают богатый раствор, который после гидролитической очистки от железа в четы­ рех аэролифтных чанах, поступает на электролиз.

204

\

Кек подвергают репульпации, фильтрации, промывке и возвра­ щают на флотацию для выделения сульфидных минералов. Медь, содержащуюся в промывных водах, осаждают известью (pH = 5,6). Получаемый кек, содержащий 20% Си, после подсушки (до 20%) используют для очистки основного раствора от железа.

Электролитическое выделение меди проводят в железобетонных ваннах, футерованных свинцом. Поступающие растворы разбавляют до концентрации 22—24 г/л Си.

Бедный концентрат поступает с обогатительной фабрики в виде пульпы (1J— 14% твердого). Пульпу сгущают, нижний слив (50% твердого) поступает на выщелачивание в два чана диаметром 15,2 м. Получаемые кеки вновь выщелачивают в трех пачуках (диаметром 3,05 м) до остаточной кислотности 5 г/л. Второй кек после репуль­ пации и промывки направляют в отвал. В зависимости от содержа­ ния меди с учетом водного баланса схемы растворы направляют или на электролиз, или на осаждение гидратного кека.

Переработка окисленных руд по схеме сернокислотное выщела­ чивание—электролиз позволяет получать чистую катодную медь. Эта схема вполне рентабельна даже при небольшом масштабе произ­ водства. Последнее особенно актуально при вовлечении в эксплуата­ цию мелких месторождений окисленных руд. В работе [402 ] сооб­ щается, что по этой технологии для переработки руд месторождения Сьерро-Верде (Перу) будет работать установка производительностью 30 т катодной меди в месяц.

АММИАЧНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ РУД

Аммиачному выщелачиванию подвергают богатые руды, содержащие окисленную или самородную медь, с повышенным содержанием кар­ бонатных, магнезиальных вмещающих пород. В США работали две установки по аммиачному выщелачиванию: Калюмет энд Гекла

(1916—1968 гг.) (шт. Мичиган) и Кеннекотт (1916—1931 гг.) (шт. Аляска). После дробления до —9 мм и гравитационного отде­ ления сульфидного концентрата хвосты (~1% Си) выщелачивали аммиачно-карбонатным раствором в герметичных перколяционных чанах в течение 45—60 ч (с учетом вспомогательных операций). Первый богатый раствор, содержащий 78,5 г/л Си, 103,2 г/л NH3, 122 г/л С 02, направляли на дистилляцию, второй раствор был обо­ ротным для выщелачивания свежей порции руды.

Хвосты выщелачивания подвергали пропарке для отмывки аммиака и направляли в отвал.

Дистилляция богатого медно-аммиачного раствора при темпе­ ратуре 105—130° С до содержания аммиака в газовой фазе не более 0,01%. Аммиак и двуокись углерода улавливали в скрубберах и возвращали на выщелачивание, а медь переходила.® осадок, содержа­ щий до 75% Си. Извлечение меди из руды в раствор составляло около 80%.

Несколько позднее подобная технология была реализована на заводе Бвана М’Кюбва (Замбия). В связи с присутствием в руде,

205