автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Кондиционирование цианидных оборотных растворов с повышенным содержанием меди

На правах рукописи

Файберг Анна Александровна

КОНДИЦИОНИРОВАНИЕ ЦИАНИДНЫХ ОБОРОТНЫХ РАСТВОРОВ С ПОВЫШЕННЫМ СОДЕРЖАНИЕМ МЕДИ

Специальность 05.16.02- Металлургия черных, цветных и редких металлов

АВТОРЕФЕРАТ диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Иркутск - 2010

4843587

Работа выполнена в Иркутском научно - исследовательском институте благородных и редких металлов и алмазов ОАО «Иргиредмет» |

Научный руководитель

доктор технических наук, | Войлошников Григорий Иванович

Официальные оппоненты:

доктор химических наук, профессор Корчевин Николай Алексеевич

кандидат технических наук Аксенов Александр Владимирович

Ведущая организация:

ОАО «ВНИИХТ» (Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии г. Москва)

Защита состоится «08» декабря 2010 года в 12—на заседании диссертационного совета Д 212.073.02 при Иркутском государственном техническом университете по адресу: 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83, корпус «К», конференц-зал, тел. (3 952) 40-51-17.

С диссертацией можно ознакомиться в НИУ ГОУ ВПО «Иркутский государственный технический университет», библиотеке ОАО «Иргиредмет»; с авторефератом - на официальном сайте www.isUi.edu.

Автореферат разослан «03» ноября 2010 г.

Отзывы на автореферат в 2-х экземплярах, подписанные и заверенные печатью организации, просим выслать по адресу: 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83, ИрГТУ, ученому секретарю диссертационного совета Д 212.073.02 Салову В.М.

Ученый секретарь диссертационного совета, к.т.н., профессор

Сапов В.М.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы

В последнее десятилетие интерес к процессам кондиционирования цианид-содержащих оборотных вод с повышенным содержанием цветных металлов, в частности, меди значительно возрос. Данное обстоятельство вызвано двумя факторами.

Во-первых, жестким регулированием содержания цианистых соединений в хвостах и ростом стоимости процессов обезвреживания. Проблема обезвреживания сточных вод во многих" случаях решается значительно проще при обработке руд, включающей кондиционирование растворов и оборотное водоснабжение.

Во - вторых, в настоящее время многие золотые руды требуют больших расходов цианида, за счет присутствия сопутствующих металлов, преимущественно меди, которая вступает в реакции с цианидом при выщелачивании золота. Минералы меди, как сульфидные, так и окисленные взаимодействуют с цианидом, образуя цианидные комплексы - Си(СЫ)2', Си(СМ)32", Си(СМ)43\ Таким образом, одна мольная доля меди переводит в неактивное состояние от 2 до 4 мольных долей цианида, добавляемого в рабочие растворы. Иногда расход цианида при протекании данной реакции может составлять 100% от общей загрузки цианида натрия в процесс. Вследствие образования комплексных цианидов меди выщелачивающие растворы в значительной степени утрачивают свою растворяющую способность по отношению к золоту и серебру, даже при наличии в растворах свободного №СИ. Результатом накопления меди в оборотных растворах является значительное снижение извлечения золота, а, следовательно, и эффективности технологии в целом.

В настоящее время в мировой практике существует ряд технологий, позволяющих извлечь медь из растворов, а также осуществить рециклинг цианида. В то же время, известные технологии имеют значительные недостатки.

Оптимальным решением проблемы переработки золотосодержащих медистых руд является разработка технологий рециклинга цианида (пригодного для извлечения золота) в растворах с одновременным выведением меди в виде осадка, который может быть реализован как товарный продукт. Технология не требует сложного аппаратурного оформления и затрат.

В России и странах ближайшего зарубежья опыта осуществления процессов выделения меди с одновременной регенерацией цианида нет. Существуют данные о пилотных испытаниях технологии (Западная Австралия, 2001 г.), однако данных о промышленном внедрении нет.

Исследованная и разработанная в диссертационной работе технология кондиционирования, предусматривает извлечение меди в виде высококачественного концентрата (сульфида меди) при одновременной регенерации свободного цианида!(пригодного для извлечения золота) в оборотном растворе. Дополнительный ¡экономический эффект может быть достигнут за счет режима замкнутого водооборота, исключающего необходимость обезвреживания сточных вод;

улучшения сорбционного извлечения золота и качества катодного осадка. Прототипами разработанной технологии являются ММ*. - и БАЯТ - процессы.

В настоящее время осуществлено промышленное внедрение технологии на руднике Мизек (Казахстан, 2008 г.). |

Объектом исследований являются оборотные растворы в гидрометаллургических схемах извлечения золота из руд и концентратов. |

Цель работы. Разработка технологии кондиционирования цианидсодер-жащих оборотных растворов с повышенным содержанием меди в гидрометаллургических схемах извлечения золота из руд и концентратов. |

Для достижения поставленной цели в работе выполнен комплекс исследований, включающий следующие задачи: I

1) Анализ научно-технической литературы по теме исследований. :

2) Проведение теоретических исследований:

• выбор метода кондиционирования оборотных вод;

• расчет рН осаждения СиСЫ и Си28 в системе Си - С№ - 82" - Н+;

• термодинамические расчеты для реакций цианидных комплексов меди с сульфидом натрия в присутствии серной кислоты;

• определение порядка и константы скорости реакции осаждения сульфида меди в цианистых растворах.

3) Проведение лабораторных исследований:

• изучение зависимости извлечения меди в сульфид меди от рН, определение оптимального значения рН для осаждения сульфида меди;

• оценка влияния соотношения СЫ„сх:Сиисх на процесс извлечения меди и регенерацию цианида в растворах;

• исследование влияния температуры растворов на эффективность извлечения меди и регенерацию цианида;

• изучение влияния присутствия сульфатов и хлоридов на эффективность процесса сульфидного кондиционирования;

• определение влияния присутствия тиосульфатов на показатели процесса;

• оценка поведения металлов (Аи, Хп, №, Ag, Сё, Ре) при осуществлении процесса сульфидного осаждения меди.

4) Разработка, внедрение и промышленные испытания технологии кондиционирования оборотных вод:

• полупромышленные испытания технологии кондиционирования на оборотных растворах, образующихся при переработке руд месторождения «Тар-дан» и «Верхнее-Алиинское»;

• исследование, разработка, внедрение технологии кондиционирования оборотных растворов кучного выщелачивания рудника «Мизек».

Наиболее значимые научные результаты, полученные лично соискателем:

-определены условия осаждения Си28 и СиСЫ в цианидных растворах на основании значений показателей констант диссоциации цианистых комплексов меди;

-определены зависимости влияния хлоридов, сульфатов, тиосульфатов на эффективность технологии;

-установлена зависимость влияния температуры растворов на эффективность процесса выведения меди и регенерации цианида;

-выявлены закономерности поведения металлов: Ъ\\ Бе, Сс1, N1, Ag, Аи в процессе кондиционирования;

-определены оптимальные условия ведения процесса (расход Ыа28, значение рН)

-установлены зависимости содержания тиоцианатов в растворах от расхода сульфида натрия и добавки тиосульфата. Научную новизну работы определяют:

-установленные закономерности образования осадка Си23, исключающие осаждение СиСИ;

-доказанная возможность протекания реакций между цианидными комплексами меди и сульфидом натрия с образованием Си23 на основании термодинамических расчетов;

-впервые определенные порядок и константа скорости реакции образования сульфида меди (I) в растворах;

-установленное влияние: температуры, исходного соотношения Си/СНсв, концентраций СГ, БО/', БгОз2" на эффективность выведения меди и регенерации цианида.

-найденные закономерности осаждения металлов: 2п, Ие, Сс5, №, Ag) Аи при кондиционировании цианидных растворов.

Достоверность полученных результатов, выводов и рекомендаций обеспечена:

-использованием современных аттестованных аналитических приборов и методик анализа (атомно-абсорбционного, атомно-эмиссионного, рентгеноф-луорисцентного и химического);

-воспроизводимостью экспериментальных результатов; -совпадением теоретических и экспериментальных результатов; -опытом промышленного внедрения технологии кондиционирования цианидных оборотных растворов с повышенным содержанием меди на месторождении «Мизек», Казахстан (2008 г.).

Практическая ценность диссертации:

-разработана технология кондиционирования цианидных оборотных растворов с ¡повышенным содержанием меди;,

-разработана технологическая схема кондиционирования оборотных растворов с; выведением меди в виде сульфида с одновременной регенерацией цианид а'*

-рекомендовано дальнейшее использование в производстве полученных осадков (медных концентратов);

-выданы рекомендации по параметрам ведения процесса кондиционирования на реновации полупромышленных испытаний для руд месторождений «Тардан» и «Верхне-Алиинакое»;

-разработан технологический регламент и технический проект «Установка селективного кондиционирования медноцианидных технологических ¡оборотных растворов рудника «Мизек».

-технология внедрена в промышленном масштабе со значительным экономическим эффектом (65,5 млн. руб в год), что подтверждается «Актом промышленных испытаний и внедрения технологии селективного кондиционирования медноцианидных продуктивных растворов кучного выщелачивания» (рудник «Мизек», Казахстан, 2008 г.) и «Технико-экономическим обоснованием технологии кондиционирования с выведением меди и регенерацией цианида в оборотных медноцианидных растворах УКВ рудника «Мизек». j

Результаты диссертационного исследования рекомендуется использовать: ;

-на стадии научно-исследовательских работ по изысканию технологии извлечения золота из золото-медных руд новых месторождений; ;

-при реконструкции действующих золотоизвлекательных предприятий;

-в ВУЗах при подготовке инженеров по специальностям «Металлургия цветных металлов».

На защиту выносятся:

1. Расчет рН осаждения Cu2S в системе Cu - CN" - S2" - Н+;

2. Результаты исследований по определению порядка и константы скорости реакции.

3. Термодинамическое обоснование процесса сульфидного кондиционирования.

4. Результаты исследований по определению технологических параметров процесса.

5. Результаты исследований по определению влияния состава раствора на эффективность технологии.

6. Закономерности поведения сопутствующих металлов в ходе осуществления процесса кондиционирования.

7. Технологическая схема процесса кондиционирования в режиме замкнутого водооборота.

8. Результаты промышленного промышленных испытаний и внедрения процесса сульфидного кондиционирования.

Апробация работы

Основные положения диссертационной работы доложены на Международном совещании «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, ДГТУ,

2008 г.), на 4-ой Международной научно - практической конференции «Рецик-линг, переработка отходов и чистые технологии» (WASMA, Москва, Гинцвет-мет, 2008 г.), на VII Конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, МИСиС, 2009 г.), на 5-ой Международной научно-практической конференции «Рециклинг, переработка отходов и чистые технологии» (WASMA, Москва, Гинцветмет,

2009 г.), на Международном совещании «Инновационные процессы в технологиях комплексной, экологически безопасной переработки минерального и не-

традиционного сырья» (Плаксинские чтения, Новосибирск, Институт горного

дела СО РАН, 2009 г.).

Публикации. По результатам исследований опубликовано 8 печатных работ, в том числе 3 в изданиях, рекомендованных ВАК РФ.

Структура и объем диссертации. Диссертация состоит из введения, пяти глав, общих выводов, заключения, библиографического списка, приложений. Работа изложена на 154 страницах машинописного текста, включает 31 таблицу, 9 рисунков, список литературы из 122 наименований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во введении обоснована актуальность темы диссертационной работы; определены цель работы и содержание поставленных задач; отражены научная новизна и практическая значимость; сформулированы основные защищаемые положения.

В первой главе рассмотрены особенности переработки золотомедных руд. Выполнен обзор существующих и используемых в практике методов кондиционирования медноцианидных оборотных растворов, регенерации цианида и выведения меди из растворов.

Анализ литературных источников позволил определить основные направления диссертационной работы.

Во второй главе дано описание методов исследований, аппаратуры, а также методик проведения анализов. Изучение процесса кондиционирования проводилось в лабораторных, полупромышленных и промышленных условиях.

Состав оборотных растворов и полученных осадков контролировали по стандартным методикам химического, атомно-абсорбционного и рентгеност-руктурного анализа с применением приборов и оборудования, обеспечивающих требуемую точность и надежность результатов измерений.

Целью третьей главы являлось теоретическое исследование основных закономерностей образования сульфида меди в цианидных растворах.

1) На основании значений показателей констант диссоциации цианидных комплексов меди (pKi=0, pKi,2=24, рК12 з=28,б, рК12з4=30,3) для определенных граничных с учетом значительной разницы произведений растворимости (nP(Cu2S)=2,5* 10"48, nP(CuCN)=3,2*10'20) установлено, что введение ионов сульфида позволяет осадить медь из цианидных растворов в виде Cu2S и исключить! образование токсичного продукта CuCN. Установлено, что осадок Cu2S начинает выпадать при рН < 10.

2) На основании справочных и рассчитанных значений энергии Гиббса реагентов и продуктов реакций установлена термодинамическая возможность осуществления реакции цианидных комплексов меди с сульфид ионами с образование!^ нерастворимого осадка сульфида меди (+1).

3) Методом «непрерывной струи» изучена кинетика реакции. Реакция образования сульфида меди в цианистых растворах является реакцией первого порядка по меди. Среднее значение периода полупревращения (tin) для данной реакции ¿оставляет - 1,07 сек. Константа скорости реакции: к = 0,647 (сек"1).

Четвертая глава посвящена лабораторным исследованиям основных закономерностей технологии кондиционирования медноцианидных оборотных растворов. !

На рис. 1 представлены результаты по осаждению меди в виде Си2& в зависимости от рН раствора.

Рис. 1. Зависимость извлечения меди в виде Cu2S от количества добавленного сульфида и pH раствора

Очевидно, что оптимальными условиями для осаждения сульфида меди являются: pH = 3,5-4,5 и стехиометрическое по отношению к меди количество сульфида. При этих параметрах процесса в виде сульфида выводится около 7585 % меди, содержащейся в растворах, и, соответственно, генерируется 75-85 % цианида, от связанного с медью. Одновременно, за счет разницы значений ПР, такие условия позволяют вывести медь в виде Cu2S, исключив образование токсичного продукта CuCN.

Исследовано влияние состава раствора на эффективность технологии. Присутствие сульфатов, хлоридов в оборотных растворах с различными концентрациями (до 1-3 г/л) практически не влияет на параметры и эффективность технологии.

Наличие примеси тиосульфата в сульфиде натрия не влияет на эффективность извлечения меди и генерацию цианида в растворе. В то же время, при содержании тиосульфатов в сульфиде менее 0,5 % наблюдаются незначительные увеличения концентрации тиоцианатов в растворах. При содержании тиосульфатов в сульфиде более 1 % отмечены более значимые увеличения концентрации тиоцианатов. Таким образом, использование сульфида натрия высокого качества (незначительное содержание тиосульфата) позволяет свести к минимуму риск увеличения концентрации тиоцианатов в растворах.

Установлено, что температура растворов в интервале +5-+50 не влияет на эффективность извлечения меди и генерации цианида. Эффективность извлечения меди составила: 81-85%, степень регенерации цианида: 78-84 %.

Исходное соотношение Си/С1Чсв (для растворов с концентрациями меди 50-4000 мг/л и концентрациями свободного цианида 100-5000 мг/л) не оказывает влияния на протекание процесса сульфидного кондиционирования.

Изучено поведение 2п, Бе, Сё, Аи в процессе сульфидного конди-

ционирования. Результаты, полученные в ходе экспериментов, указывают на то, что железо, цинк и кадмий выводятся из растворов при более высоких значениях рН, чем медь. При рН = 4-6 в растворах наблюдается минимальное содержание данных металлов. Извлечение составляет более 95%. Однако, при последующем снижении значений рН < 4 возможно частичное растворение соединений железа, цинка и кадмия с переходом ионов металлов в раствор. Серебро начинает выводиться из растворов раньше меди, то есть при более высоких значениях рН. При достижении рН = 5-6 извлечение серебра из растворов составит более 90%. Дальнейшее увеличение кислотности среды будет способствовать доизвлечению металла. В отношении никеля можно сделать вывод, что данный металл практически не выводится из растворов - извлечение составляет не более 10 %. Золото из растворов не извлекается.

Получен осадок с высоким содержанием меди - более 68 %.

В пятой главе описана технология. Представлены результаты полупромышленных исследований технологии сульфидного кондиционирования для технологических растворов месторождения «Тардан» и месторождения «Верхне-Алиинское». Описаны промышленные испытания процесса сульфидного кондиционирования медноцианистых технологических растворов кучного выщелачивания золота из руд месторождения «Мизек» с последующим внедрением в режим постоянной эксплуатации.

1) Описание технологии.

Технологические растворы обрабатываются раствором сульфида натрия с последующим инициированием образования сульфидов металлов введением минеральной кислоты со снижением рН до заданных пределов. При этом происходит разложение металлоцианидных комплексов с образованием осадка малорастворимых сульфидов металлов и синильной кислоты (НСИ), остающейся в растворе:

2[Си(СЫ)4]3" + Б2' + 8Н+ = С^! + 8НС1М; (1)

[2п(СЫ)4]2" + 82' + 4П+ = гпЭ! + 4НСЫ; (2)

2[АБ(С1ОД' + З2- + 4Н+ = Аё281 + 4НСЫ. (3)

Полученную смесь раствора и осадка разделяют отстаиванием и/или фильтрацией.

Осветленный раствор, содержащий растворенный цианистый водород, подщелачивают до требуемой величины рН (10,5-11,0) гидроксидом натрия или известью и используют повторно в технологии. При этом из растворенного цианистого водорода генерируется свободный цианид, пригодный для растворения рудного золота:

НСЫ+ШОН = КаСИ + Н2О. (4)

Осадок состоит в основном из сульфида меди и представляет собой высококачественный медный концентрат. Его рекомендуется реализовывать в качестве товарной продукции.

2) Испытания технологии кондиционирования на оборотных растворах, образующихся при цианировании хвостов гравитации месторождения «Тар-дан», а также при переработке флотоконцентрата «Верхне-Алиинское»:

В ходе проведенных исследований был установлен расход цианида натрия, составляющий 4 кг/т руды для месторождения «Тардан» и 17,4 кг/т руды для месторождения «Верхне-Алиинское».

Испытания проводили с целью сокращения расхода цианистого натрия в процессе цианирования.

Процесс кондиционирования был осуществлен в оптимальных для извлечения меди условиях. Расход сульфида - стехиометрический по отношению к меди, рН = 3,5-4,0. Продолжительность реакции составила 5 мин. Оборотный раствор после кондиционирования при необходимости доукрепляли цианидом натрия до необходимого значения и вновь направляли на операцию выщелачивания золота.

Для определения возможности многократного использования оборотного раствора после сульфидного осаждения меди и регенерации цианида было осуществлено 5 циклов операций «Цианирование - Кондиционирование» для руд месторождения «Тардан» и 6 циклов для руд месторождения «Верхнее-Алиинское».

В ходе испытаний технологии для руд месторождения «Тардан» из раствора в медный концентрат было выведено 49-98 % меди, возврат цианида в процентах от связанного медью составил 47-95 %. В ходе многоцикловых испытаний при 100 % загрузке сульфида натрия установлено, что после операции кондиционирования наблюдается незначительное увеличение концентрации тиоциа-натов в растворах. После регенерации свободного цианида в оборотном растворе расход ЫаСН сократился в среднем с 4 кг/т руды до 1 кг/т.

В ходе испытаний технологии для руд месторождения «Верхне - Аллин-ское» из оборотного цианистого раствора в медный концентрат было выведено 50-99 % меди, в зависимости от расхода сульфида. При расходе сульфида -100% от стехиометрического количества по отношению к меди, извлечение металла составило 67-99 %, при этом возврат цианида от связанного с медью достиг 57-99 %. В ходе 1-3 циклов «Цианирование - Кондиционирование» при загрузке сульфида натрия 100% от стехиометрического количества отмечается увеличение концентрации тиоцианатов в растворах, также их содержание возрастало после операции выщелачивания. Однако, в циклах 4-6 загрузка сульфида натрия составила 90-95 % от стехеометрического, в результате чего процесс накопления тиоцианатов стабилизировался, а в цикле 6 было отмечено снижение их концентрации. В целом, с учетом остаточного ИаСИ в растворах после цианирования и регенерированного цианида за счет осаждения меди расход его сократился на 5 кг/т (с 17,4 до 12,3 кг/т) при сохранении показателей извлечения благородных металлов. Средняя емкость угля зафиксирована на уровне: Аи -2,12 мг/г, Си - 17,4 мг/л.

3) Представлены результаты по разработке технологии сульфидного кондиционирования для оборотных растворов рудника «Мизек».

Приведены результаты лабораторных и промышленных исследований. ,,

Предложена принципиальная технологическая схема для обеззолоченных и золотосодержащих растворов.

По первому варианту. Обеззолоченный раствор после операции сорбцион-ного извлечения золота поступает на операцию кондиционирования, а затем на операцию выщелачивания.

По второму варианту. Золотосодержащий раствор после выщелачивания поступает в процесс кондиционирования, а затем в процесс сорбционного извлечения.

Технологическая схема процесса сульфидного кондиционирования обеззо-лоченного/золотосодержащего раствора, представлена на рис. 2.

На рисунке 3 приведена схема цепи аппаратов. Используется абсолютно герметичное оборудование, рассчитан его объем. Утечка цианида исключается, что подтверждается балансом по цианиду.

Определены оптимальные параметры процесса. Расходы реагентов.

Проведены промышленные испытания процесса сульфидного кондиционирования медноцианистых технологических растворов кучного выщелачивания золота из руд месторождения «Мизек» с последующим внедрением в режим постоянной эксплуатации.

Химический состав обрабатываемых технологических растворов и растворов после кондиционирования представлен в табл. 1.

Таблица 1

Химический состав технологического раствора рудника «Мизек» до и после кондиционирования

Определяемые ингредиенты До кондиционирования После кондиционирования

рН 9,2 11,0

Концентрация, мг/л

Цианиды общ. 412,4 410,5

Цианиды своб. 112,3 356,4

Тиоцианаты 195,1 205,4

Мышьяк 0,17 0,09

Кадмий <0,005 <0,005

Кобальт 0,51 0,37

Медь 248,4 48,3

Железо 0,28 0,14

Серебро 0,91 0,035

Золото 0,39 0,38

Никель 0,23 0,21

Цинк 6.4 5,6

Обеззолоченный/ золотосодержащий оборотный

Сульфидная обработка

Н2804

Подкисление

ЫаОН

Фильтрация

фильтрат Подщелачивание

I

щелочной раствор

выщелачивание золота/ сообшонное извлечение

Продувка

кек

1

на склад

Рис. 2. Технологическая схема процесса сульфидного кондиционирования медноциапидных обеззолоченных/золотосодержащих оборотных растворов

медный

Рис 3. Аппаратурная схема установки кондиционирования медноцианистых оборотных растворов рудника «Мизек»:

1 - приемная емкость хвостов угольной сорбции, - 50 м3;

2 - контактный чаи для обработки сульфидом натрия, -11м3;

3 - контактный чап для обработки серной кислотой, - 11 м3;

4 - пресс-фильтр;

5 - контактный чан для подщелачнваиия, -11м3;

6- контактный чап для приготовления раствора сульфида натрпя,-15 м3;

7 — контактный чап для приготовления раствора серной кислоты, - 5 м3; 8- контактный чан для приготовления раствора щелочи, - 13 м3; 9 - система продувки воздухом;

10- система автоматического регулирования подачи реагента по рН обрабатываемого раствора; 11 - насос

Средняя производительность установки в период испытаний составила 1360,7 м3/сут.

Основные технологические показатели процесса кондиционирования оборотных растворов, установленные по результатам испытаний, следующие: Показатель рН при подкислении, ед. 3,6-4,0

Показатель рН раствора при подщелачивании, ед. 10,2-10,8

Концентрация гидроксида натрия в

растворе для подщелачивания, г/л 50-100

Концентрация сульфида натрия в растворе для обработки продуктивного

раствора, г/л 32,5

Для подкисления применяется концентрированная серная кислота.

Удельные расходы реагентов:

Расход сульфида натрия (60 %) производства

КНР, кг на 1 м3 продуктивного раствора 0,34

Расход серной кислоты (92-96 %),

кг на 1 м3 продуктивного раствора 0,78

Расход гддроксвда натрия (100 %),

кг на 1 м3 продуктивного раствора 0,96

Содержание в концентрате меди составило более 68 %, серебра в среднем 2801,0 г/т.

При кондиционировании происходит регенерация свободного цианида в растворе — 0,24 кг/м3, что соответствует 0,45 кг цианистого натрия. В концентрат извлекается 0,21 кг/м3 меди. Обрабатывая 6000 м3 раствора в сутки можно получить 985,5 тонн цианистого натрия в год, тем самым, сократить расход с 2,0-2,5 кг/т до 0,35-0,85 кг/т.

При осуществлении 20 циклов «Цианирование - Кондиционирование» установлено, что при точной дозировке сульфида натрия (в стехиометрическом количестве по отношению к меди) можно свести к минимуму увеличение концентрации тиоцианатов в растворах и поддерживать ее в стабильном состоянии.

В ходе исследований установлено, что без операции кондиционирования средние значение емкости по золоту - 2,8 мг/г, по меди - 60,1 мг/г; с операцией кондиционирования по золоту — 4,6 мг/г, по меди - 0,9 мг/г.

Представлен технико-экономический расчет технологии кондиционирования оборотных растворов рудника «Мизек». Технико-экономический эффект составил 65,5 млн руб./год в ценах 2010 года.

ОСНОВНЫЕ ВЫВОДЫ ПО РАБОТЕ

1. Теоретически доказана возможность вывода меди из цианистых растворов в виде сульфида с одновременной регенерацией цианида. При этом сокращается возможность образования цианистой меди и загрязнения ею сульфида меди.

2. На основании значений показателей констант диссоциации цианидных комплексов меди (рК]=0, рК1,2=24, рК)>2,з=28,6, рК,2з4=30,3) для определенных граничных с учетом значительной разницы произведений растворимости (ПР(Си28)=2,5 * 10"48, ПР(СиСЫ)=3,2* Ю"20) установлено, что введение ионов сульфида позволяет осадить медь из цианидных растворов в виде Си2Б и исключить образование токсичного продукта СиСИ. Установлено, что осадок Си2Б начинает выпадать при рН < 10.

3. На основании справочных и рассчитанных значений энергии Гиббса реагентов и продуктов реакций установлена термодинамическая возможность осуществления реакции цианидных комплексов меди с сульфид ионами с образованием нерастворимого осадка сульфида меди (+1).

4. Методом «непрерывной струи» изучена кинетика реакции. Реакция образования сульфида меди в цианистых растворах является реакцией первого порядка по меди. Среднее значение периода полупревращения (^д) для данной реакции составляет - 1,07 сек. Константа скорости реакции: к = 0,647 (сек"1).

5. Температура растворов в интервале значений: +5-+50 не влияет на степень извлечения меди и регенерации цианида.

6. Установлено, что присутствие сульфатов и хлоридов в оборотных растворах с различными концентрациями от 1-50 г/л не влияет на параметры и эффективность технологии.

7. Наличие примеси тиосульфата в сульфиде натрия не влияет на эффективность извлечения меди и генерацию цианида в растворе. В то же время, при содержании тиосульфатов в сульфиде менее 0,5 % наблюдаются незначительные увеличения концентрации тиоцианатов в растворах (до 0,5 мг/л), При содержании тиосульфатов в сульфиде более 1 % отмечены более значимые увеличения концентрации тиоцианатов (более 0,5 мг/л).

8. В ходе экспериментов установлено, что исходное соотношение Cu/CNCB (для растворов с концентрациями меди от 50 - 4000 мг/л и свободного цианида от 100 до 5000 мг/л) не оказывает влияния на протекание и эффективность процесса сульфидного кондиционирования

9. Результаты, полученные в ходе экспериментов, указывают на то, что железо, цинк и кадмий выводятся из растворов при более высоких значениях pH, чем медь. При pH = 4-6 в растворах наблюдается их минимальное содержание. Извлечение составляет более 95 %. При достижении pH = 5-6 извлечение серебра из растворов составит более 90 %. Никель практически не выводится из растворов - извлечение составляет не более 10 %. Золото из растворов не извлекается.

10. Разработана технологическая схема процесса сульфидного кондиционирования для обеззолоченных и золотосодержащих растворов.

11. Представлены результаты полупромышленных испытаний технологии кондиционирования на рудах месторождения «Тардан» и месторождения «Верхне - Алиинское». Описаны промышленные испытания процесса сульфидного кондиционирования медноцианистых растворов кучного выщелачивания золота из руд месторождения «Мизек» с последующим внедрением в режим постоянной эксплуатации. Технике - экономический эффект составил 65,5 млн. руб. в год. Представлена технологическая схема для обеззолоченных и золотосодержащих растворов. Приведена аппаратурная схема. Рассчитан объем необходимого оборудования. Определены оптимальные условия ведения процесса кондиционирования (стехиометрическое по отношению к меди количество сульфида, для операции подкисления значение pH = 3,5-4,0).

СПИСОК ПУБЛИКАЦИЙ ПО ТЕМЕ ДИССЕРТАЦИОННОЙ РАБОТЫ

В изданиях, входящих в перечень ВАК:

1. Файберг A.A. Селективное кондиционирование оборотных растворов кучного выщелачивания с повышенным содержанием меди / A.A. Файберг, В.Ф. Петров, Г.И. Войлошников // Журнал «Экология и промышленность России». 2010. №6. С.51-53.

2. Файберг A.A. Технология кондиционирования оборотных растворов, образующихся при переработке руд с повышенным содержанием меди / A.A. Файберг // Вестник ИрГТУ. Иркутск: ИрГТУ, 2010. Вып. (4). С. 163-165.

3. Файберг A.A. Кондиционирование цианидсодержащих оборотных растворов с регенерацией свободного цианида и извлечением меди / В.Ф. Петров, A.A. Файберг, Г.И. Войлошников // Журнал «Цветные металлы». 2010. №9. С. 40-44.

В прочих изданиях:

1. Файберг A.A. Перспективы использования сульфидной технологии кондиционирования оборотных растворов с повышенным содержанием меди / A.A. Файберг, В.Ф. Петров, Г.И. Войлошников // Материалы 5-ой международной научно-практической конференции «Рециклинг, переработка отходов и чистые технологии» (WASMA, Москва, 13-16 октября 2009 г.). Москва: Гинцветмет, 2009. С. 57-60.

2. Файберг A.A. Перспективы использования сульфидной технологии кондиционирования оборотных растворов с повышенным содержанием меди / A.A. Файберг, В.Ф. Петров, Г.И. Войлошников // Материалы международного совещания «Инновационные процессы в технологиях комплексной, экологически безопасной переработки минерального и нетрадиционного сырья» (Плаксин-ские чтения, Новосибирск, 5-10 октября 2009 г.). Новосибирск: Институт горного дела СО РАН, 2009. С. 292-293.

3. Файберг A.A. Технология сульфидного кондиционирования цианидных и аммиачно-цианидных оборотных растворов с повышенным содержанием меди / A.A. Файберг, В.Ф. Петров, Г.И. Войлошников // Материалы VII-ого конгресса обогатителей стран СНГ (Москва, 2-4 марта 2009 г.). Москва: МИСиС, 2009. С. 345-348.

4. Файберг A.A. Технология селективного кондиционирования оборотных растворов кучного выщелачивания с повышенным содержанием меди / A.A. Файберг, В.Ф. Петров, Г.И. Войлошников // Материалы 4-ой международной научно-практической конференции «Рециклинг, переработка отходов и чистые технологии» (WASMA, Москва 10-13 ноября 2008г.). Москва: Гиицвегмет, 2008. С.49-50.

5. Файберг A.A. Разработка и исследование технологии селективного кондиционирования медноцианидных технологических оборотных растворов кучного выщелачивания / A.A. Файберг, В.Ф. Петров // Материалы международного совещания «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, 16-21 сентября 2008 г.). Владивосток: ДГТУ, 2008. С. 243-245.

Подписанов печать2.11.2010. Формат60x90/16. Бумага офсетная. Печать трафаретная. Усл. печ. л. 1,0. Тираж 100 экз. Зак. 129к.

Лицензия ИД№ 06506 от 26.12.2001 Иркутский государственный технический университет 664074, г. Иркутск, уя. Лермонтова, 83

Специальность 05.16.02 - Металлургия черных, цветных и редких металлов

Диссертация на соискание ученой степени кандидата наук

На правах рукописи

Файберг Анна Александровна

Научный руководитель: д.т.н., лауреат премии Правительства РФ, Войлошников Григорий Иванович

Иркутск

Оглавление:

Введение.

1. Научно - технические разработки и промышленный опыт кондиционирования цианистых растворов с повышенным содержанием меди.

1.1. Особенности переработки золотомедных руд.

1.2. Взаимодействие цианистых растворов с соединениями меди.y-j

1.3. Общие современные методы кондиционирования медноцианидных оборотных растворов.

1.3.1. Метод ионообменной очистки.

1.3.2. Электрохимические методы очистки сточных вод.

1.3.3. Обработка растворов окислителями.

1.3.3.1. Хлорирование.

1.3.3.2. Окисление пероксидом водорода.

1.3.3.3. Озонирование.

1.3.3.4. Обработка сернистым газом или тиосульфатами (INCO -технология).

1.3.4. Бактериальное окисление.

1.3.5. Обработка активными углями.

1.3.6. Обработка растворов солями железа.

1.3.7. Цементация меди цинком.

1.4. Современные технологии рециклинга цианида с одновременным выведением меди из растворов.

1.4.1. ARV - процессы.

1.4.1.1. Оригинальный ARV - процесс.

1.4.1.2. Golconda-процесс.

1.4.1.3. Процесс Cyanisorb.

1.4.2. Процессы, основанные на извлечении меди из растворов в виде сульфида.

1.4.2.1. MNR- процесс.

1.4.2.2. SART - процесс.

1.4.2.3. Процесс Cutech.

1.4.2.4. Процесс Sceresini.

1.4.2.5. Процесс Cyanomet.

1.4.3. Процессы с использованием ионообменных смол.

1.4.3.1. AUGMENT процесс.

1.4.3.2. Hannah process.

1.4.3.3. Процесс ELUTECH.

1.4.4. Электролиз.

1.5. Выводы.

1.6. Выбор направлений исследований.

2. Методики проведения исследований.

2.1. Методика проведения процесса кондиционирования в лабораторных условиях.^

2.2. Методика проведения процесса кондиционирования в полупромышленных условиях.

2.3. Методики определения состава растворов и осадков.

3. Теоретические аспекты разработки технологии сульфидного кондиционирования.

3.1. Зависимость содержания цианидных комплексов меди от рН, расчет рН осаждения сульфида меди и цианида меди.

3.2. Термодинамическое обоснование процесса сульфидного кондиционирования.

3.3. Изучение кинетики реакций, протекающих при образовании сульфида меди.

3.3.1. Методы исследования быстрых реакций. Струевые методы.

3.3.2. Определение порядка и константы скорости реакции ! сульфидного осаждения меди в цианистых растворах. Возможный механизм реакции образования Си28.

3.4. Выводы.

4. Лабораторные исследования процесса сульфидного кондиционирования. Определение основных условий ведения процесса, влияние различных параметров на эффективность технологии.

4.1. Зависимость извлечения меди в виде СиСЫ при различных рН.

4.2. Зависимость извлечения меди в сульфид меди от рН. Определение оптимального значения рН для осаждения сульфида меди.

4.3. Зависимость изменения рН системы Си - СИ - 8 от расхода кислоты.

4.4. Определение влияния соотношения СКисх:Сиисх на процесс извлечения меди и регенерацию цианида в растворах.

4.5. Влияние температуры растворов на эффективность извлечения $ меди и регенерацию цианида.

4.6. Влияние присутствия сульфатов и хлоридов на эффективность процесса сульфидного кондиционирования.

4.7. Влияние присутствия тиосульфатов на показатели процесса. 74ч

4.8. Изучение поведения металлов (Аи, Хп, N1, Сс1, Ре) при осуществлении процесса сульфидного осаждения меди.

4.9. Состав осадка.

4.10. Выводы.

Г 5. Разработка технологии кондиционирования оборотных растворов с повышенным содержанием меди.

I 5.1. Описание технологии кондиционирования оборотных растворов с

8 сульфидным осаждением меди и регенерацией цианида.

5.2. Результаты полупромышленных испытаний технологии кондиционирования на рудах месторождений «Тардан» и «Верхне —

Алиинское». 0.

5.2.1. Обоснование необходимости осуществления технологии кондиционирования на рудах месторождений «Тардан» и «Верхне -Алиинское».

5.2.2. Испытания технологии кондиционирования на оборотных растворах, образующихся при переработке руд месторождения «Тардан».

5.2.3. Испытания технологии кондиционирования на оборотных растворах, образующихся при переработке руд месторождения «Верхне-Алиинское». 9 \

5.2.4. Выводы.

5.3. Исследование и разработка технологии кондиционирования оборотных растворов кучного выщелачивания рудника «Мизек» Результаты полупромышленных испытаний и внедрение технологии кондиционирования.

5.3.1. Характеристика рудного сырья месторождения «Мизек».

5.3.2. Обоснование необходимости разработки технологии кондиционирования оборотных растворов рудника «Мизек».

5.3.3. Результаты лабораторных исследований технологии сульфидного кондиционирования оборотных растворов рудника «Мизек». Ю

5.3.4. Влияние содержания меди в циансодержащих растворах на насыщение активированного угля золотом и извлечение растворенного золота.

5.3.5. Результаты промышленных испытаний и внедрения технологии кондиционирования медноцианидных оборотных растворов рудника «Мизек».

5.3.5.1. Технологические схемы и оборудование.

5.3.5.2. Порядок проведения операций.

5.3.5.3. Основные технологические показатели.

5.3.5.4. Расчет и выбор основного оборудования, рекомендации по материалам для его изготовления.^

5.3.5.5. Результаты промышленных испытаний.

5.3.5.6. Технико - экономическое обоснование (ТЭО) технологии кондиционирования с выведением меди и генерацией цианида в оборотных медноцианидных растворах

УКВ рудника «Мизек».

5.3.6. Выводы.

Актуальность работы:

В последнее десятилетие интерес к процессам кондиционирования цианидсодержащих оборотных вод с повышенным содержанием цветных металлов, в частности меди, значительно возрос. Данное обстоятельство спровоцировано двумя факторами.

Во - первых, жестким регулированием содержания цианистых соединений в хвостах и ростом стоимости процессов обезвреживания. Проблема обезвреживания сточных вод во многих случаях решается значительно проще при обработке руд, включающей кондиционирование растворов и оборотное водоснабжение.

Во - вторых, вовлечением в переработку руд всё более сложного состава, требующих повышенных расходов цианида за счет присутствия сопутствующих металлов, которые вступают в реакции с цианидом при выщелачивании золота. Наибольшие проблемы связаны с наличием меди. Многие минералы меди взаимодействуют с цианидом, образуя цианидные О комплексы — Си(ОТ)2\ Си(СЫ)3 , Си(СЫ)4 . Одна мольная доля меди переводит в неактивное по отношению к золоту и серебру состояние от 2 до 4 мольных долей цианида, добавляемого в рабочие растворы. В ряде случаев расход цианида на образование медных комплексов может достигать практически 100% от общей загрузки цианида натрия в процесс, в результате растворение золота резко замедляется или полностью прекращается. Вследствие присутствия комплексных цианидов меди выщелачивающие растворы в значительной степени утрачивают свою растворяющую способность по отношению к золоту и серебру даже при наличии в растворах свободного КаСЫ. Результатом накопления меди в оборотных растворах является значительное снижение извлечения золота, а, следовательно, и эффективности технологии в целом. Несмотря на то, что активированные угли имеют высокую селективность по золоту, их рабочая емкость по золоту в значительной степени снижается при повышенных содержаниях меди в цианидных растворах.

Выведение меди из растворов позволяет улучшить эффективность сорбционного извлечения золота; выделение и рециклинг цианида снижает необходимость добавления новых порций цианида в процесс.

В настоящее время в мировой практике существует ряд технологий кондиционирования медноцианидных растворов. В то же время, известные технологии имеют недостатки:

• при обработке цианидных растворов окислителями происходит полное разрушение практически всех, содержащихся в растворе, цианидных соединений. Для осаждения меди требуется большой расход окислителей. Образующиеся растворы не содержат цианида натрия, поэтому не способны выщелачивать золото при использовании растворов в обороте.

• при цементации меди цинком происходит осаждение меди с одновременным растворением цинка, который пассивирует растворение золота при использовании растворов в обороте и снижает показатели сорбционного извлечения золота.

• электролиз меди из цианидных растворов сложного состава о содержание меди в оборотных растворах 40-200 г/м ) происходит с низким выходом по току, что обуславливает высокие энергетические затраты и нерентабельность процесса.

• процесс обработки щелочных цианидных растворов минеральными кислотами требует больших затрат на реагенты (минеральных кислот на подкисление щелочных цианидных растворов до рН=2 и гидроксида натрия на последующее подщелачивание растворов после отделения осажденной меди). Осадок цианида меди имеет ограниченный спрос, а оборотные растворы содержат небольшое количество цианида натрия.

• привлекательность ионообменных сорбентов заключается в том, что они способны концентрировать большое количество цианистых комплексных соединений металлов из весьма разбавленных растворов. Однако, попутно из растворов сорбируются другие ионы, в частности тиоцианаты, вследствие чего, усложняется процесс регенерации ионита.

Оптимальным решением проблемы переработки золотосодержащих медистых руд является повторное использование отработанных цианидсодержащих растворов путем выведения из них меди и возврата цианида, связанного в комплексные соединения в процесс выщелачивания. Такая технология кондиционирования позволяет устранить вредное влияние меди и других металлов на процесс извлечения золота с одновременным снижением расхода цианида.

В настоящее время разработаны процессы и методы кондиционирования обогащенных медью выщелачивающих растворов как до, так и после извлечения золота. Эти процессы сочетают в себе возможность выделения меди в виде соответствующего товарного продукта и цианида, пригодного для извлечения золота с тем, чтобы уменьшить общие производственные затраты. К таким процессам относят: Cutech, MNR, SART, Cyanomet AuGment, Vitrokele, Hannah, Cyanisorb. В то же время, эти технологии недостаточно изучены и описаны, нет сведений о параметрах и условиях ведения процессов, а также отсутствуют данные о промышленном внедрении. В литературных источниках описаны только испытания, проведенные на пилотных установках (Австралия, 2001г.).

В России и странах ближайшего зарубежья опыта осуществления данных процессов нет.

Технология кондиционирования оборотных растворов, разработанная в институте «Иргиредмет», предусматривает извлечение меди в виде высококачественного сульфидного концентрата при одновременной регенерации свободного цианида в оборотном растворе, пригодного для выщелачивания золота. В настоящее время осуществлено промышленное внедрение технологии на руднике Мизек (Казахстан, 2008г.).

Объектом исследований являются оборотные растворы в гидрометаллургических схемах извлечения золота из руд и концентратов. Цель работы:

Разработка технологии кондиционирования цианидсодержащих оборотных растворов с повышенным содержанием меди в гидрометаллургических схемах извлечения золота из руд и концентратов.

Для достижения поставленной цели в работе выполнен комплекс исследований, включающий следующие задачи:

1) Анализ научно — технической литературы по теме исследований.

2) Проведение теоретических исследований: •выбор метода кондиционирования оборотных вод;

•расчет рН осаждения СиСЫ и Си28 в системе Си - С1ЧГ - Б2' - ЕГ; •термодинамические расчеты для реакций цианидных комплексов меди с сульфидом натрия в присутствии серной кислоты;

•определение порядка и константы скорости реакции осаждения сульфида меди в цианистых растворах.

3) Проведение лабораторных исследований:

•изучение зависимости извлечения' меди в сульфид* меди от рН, определение оптимального значения рН для осаждения сульфида меди;

•оценка влияния соотношения СМисх:Сиисх на процесс извлечения меди и регенерацию цианида в растворах;

•исследование влияния температуры растворов на эффективность извлечения меди и регенерацию цианида;

•изучение влияния присутствия сульфатов и хлоридов на эффективность процесса сульфидного кондиционирования;

•определение влияния присутствия тио сульфатов на показатели процесса;

•оценка поведения металлов (Аи, 2п, N1, А§, Сс1, Бе) при осуществлении процесса сульфидного осаждения меди.

4) Разработка, внедрение и промышленные испытания технологии кондиционирования оборотных вод:

•полупромышленные испытания технологии кондиционирования на оборотных растворах, образующихся при переработке руд месторождения «Тардан» и «Верхне - Алиинское»;

•исследование, разработка, внедрение технологии кондиционирования оборотных растворов кучного выщелачивания рудника «Мизек».

Наиболее значимые научные результаты, полученные лично соискателем:

-определены условия осаждения Си28 и СиСЫ в цианидных растворах на основании значений показателей констант диссоциации цианистых комплексов меди;

-определены зависимости влияния хлоридов, сульфатов, тиосульфатов на эффективность технологии;

-установлена зависимость влияния температуры растворов на эффективность процесса выведения меди и регенерации цианида;

-выявлены закономерности поведения металлов: Ъп, Бе, Сс1, №, Аи в процессе кондиционирования;

-определены оптимальные условия ведения процесса (расход Ма28, значение рН);

-установлены зависимости содержания тиоцианатов в растворах от расхода сульфида натрия и добавки тиосульфата.

Научную новизну работы определяют:

-установленные закономерности образования осадка Си28, исключающие осаждение СиСЫ;

-доказанная возможность протекания реакций между цианидными комплексами меди и сульфидом натрия с образованием Си28 на основании термодинамических расчетов;

-впервые определенные порядок и константа скорости реакции образования сульфида меди (I) в растворах;

-установленное влияние: температуры, исходного соотношения Си/С1Чсв.,

О О

СГ, 804 , 8203 на эффективность выведения меди и регенерации цианида.

-найденные закономерности осаждения металлов: Ъл, Бе, С<1, N1, Ag, Аи при кондиционировании цианидных растворов.

Достоверность полученных результатов, выводов и рекомендаций обеспечена:

-использованием современных аттестованных аналитических приборов и методик анализа (атомно-абсорбционного, атомно-эмиссионного, рентгенофлуорисцентного и химического);

-воспроизводимостью экспериментальных результатов; -совпадением теоретических и экспериментальных результатов; -опытом промышленного внедрения технологии кондиционирования цианидных оборотных растворов с повышенным содержанием меди на месторождении «Мизек», Казахстан (2008 г.). Практическая ценность диссертации:

-разработана технология кондиционирования цианидных оборотных растворов с повышенным содержанием меди;

-разработана технологическая схема кондиционирования оборотных растворов с выведением меди в виде сульфида с одновременной регенерацией цианида;

-рекомендовано дальнейшее использование в производстве полученных осадков (медных концентратов);

-выданы рекомендации по параметрам ведения процесса кондиционирования на основании полупромышленных испытаний для руд месторождений «Тардан» и «Верхне-Алиинское»;

-разработан технологический регламент и технический проект «Установка селективного кондиционирования медноцианидных технологических оборотных растворов рудника «Мизек».

-технология внедрена в промышленном масштабе со значительным экономическим эффектом (65,5 млн. руб в год), что подтверждается «Актом промышленных испытаний и внедрения технологии селективного кондиционирования медноцианидных продуктивных растворов кучного выщелачивания» (рудник «Мизек», Казахстан, 2008 г.) и «Технико-экономическим обоснованием технологии кондиционирования с выведением меди и регенерацией цианида в оборотных медноцианидных растворах УКВ рудника «Мизек».

Результаты диссертационного исследования рекомендуется использовать:

-на стадии научно-исследовательских работ по изысканию технологии извлечения золота из золото-медных руд новых месторождений;

-при реконструкции действующих золотоизвлекательных предприятий; -в ВУЗах заведениях при подготовке инженеров по специальностям «Металлургия цветных металлов».

Реализация результатов работы.

Разработанная в диссертационной работе технология кондиционирования цианидсодержащих оборотных растворов с повышенным содержанием меди внедрена на месторождении «Мизек», Казахстан (2008г.). Технико-экономический эффект составил 65,5 млн. руб/год в ценах 2010года.

На защиту выносятся:

1. расчет рН осаждения Си28 в системе Си - С>Г - Б2" - Н*";

2. результаты исследований по определению порядка и константы скорости реакции;

3. термодинамическое обоснование процесса сульфидного кондиционирования;

4. результаты исследований по определению технологических параметров процесса;

5. результаты исследований по определению влияния состава раствора на эффективность технологии;

6. закономерности поведения сопутствующих металлов в ходе осуществления процесса кондиционирования;

7. технологическая схема процесса кондиционирования в режиме замкнутого водооборота;

8. результаты промышленного промышленных испытаний и внедрения процесса сульфидного кондиционирования.

Апробация работы. Основные положения диссертационной^ работы доложены на Международном совещании «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, ДГТУ, 2008г.), на 4 - ой Международной научно - практической конференции «Рециклинг, переработка отходов и чистые технологии» (\VASMA, Москва, Гинцветмет, 2008г.), на VII Конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, МИСиС, 2009г.), на 5 - ой Международной научно - практической конференции «Рециклинг, переработка отходов и чистые технологии» (WASMA, Москва, Гинцветмет, 2009г.), на Международном совещании «Инновационные процессы в технологиях комплексной, экологически безопасной переработки минерального и нетрадиционного сырья» (Плаксинские чтения, Новосибирск, Институт горного дела СО РАН, 2009г.).

5.3.6. Выводы

1. В ходе разработки и исследования технологии установлены оптимальные условия ведения процесса (стехеометрическое по отношению к меди количество сульфида, для операции подкисления значение рН = 3,5 — 4,0).

2. Расход сульфида натрия (60%) производства КНР на 1 м продуктивного раствора оставил - 0,34 кг, расход серной кислоты (92 — 96%) о -у

- на 1 м - 0,78 кг, расход гидроксида натрия (100 %) на 1 м - 0,96 кг.

3. Точная дозировка сульфида натрия (в стехеометрическом количестве по отношению к меди) позволяет свести к минимуму увеличение концентрации тиоцианатов в растворах и поддерживать ее в стабильном состоянии. В случае необходимости незначительное сокращение расхода сульфида натрия (90 - 95% от стехеометрического количества по отношению к меди) позволяет незначительно снизить и стабилизировать концентрацию тиоцианатов в растворах.

4. В ходе испытаний данной технологии кондиционирования установлено, что медь извлекается из растворов на 75 - 80%; серебро на 95 -100%. Происходит регенерация цианида в растворах, составляющая 75 -80%, от цианида, связанного с медью. Из растворов извлекаются также: железо (90 - 95%), кобальт (84 - 93%), цинк (97 - 99%), свинец (более 75%), мышьяк (43 - 56%), в небольшом количестве никель (14 - 28%).

5. Получен медный концентрат с содержанием меди 68,9%, который может быть реализован, как товарный продукт.

6. Внедрение технологии позволяет сократить расход цианида натрия с 2,0 - 2,5 кг/т до 0,35 - 0,85 кг/т.

7. Извлечение золота из растворов после кондиционирования составляет 96 - 98%, извлечение меди 5 - 8%. При этом среднее значение емкости угля по золоту - 4,6 мг/г, емкости по меди - 0,9 мг/г. Таким образом, в 60 - 70 раз снижается емкость насыщенного угля по меди, упрощается его регенерация и электролиз получаемых элюатов, повышается качество катодных осадков.

8. Технико - экономический эффект от внедрения технологии при объеме растворов 6000 м3 составляет 65,5 млн. руб/год в ценах 2010 года.

Заключение

Оптимальным решением проблемы переработки золотосодержащих медистых руд является разработка технологий рециклинга цианида в растворах с одновременным выведением меди в виде осадка, который может быть реализован как товарный продукт. Технология, не требующая сложного аппаратурного оформления и затрат.

Исследованная и разработанная в диссертационной работе технология кондиционирования, предусматривает извлечение меди в виде высококачественного концентрата (сульфида меди) при одновременной регенерации свободного цианида в оборотном растворе.

Выделение и рециклинг цианида снижает необходимость добавления новых порций цианида в процесс, что приводит к значительному экономическому эффекту. Дополнительный экономический эффект может быть достигнут за счет реализации медного концентрата; режима замкнутого водооборота, исключающего необходимость обезвреживания сточных вод; улучшения сорбционного извлечения золота и качества катодного осадка. Возможность сухого складирования хвостов выщелачивания позволяет сократить расход гипохлорита кальция и снизить потери золота с жидкой фазой пульпы.

В рамках представленной работы определены основные технологические параметры ведения процесса, установлено влияние тех или иных факторов на эффективность технологии, осуществлено промышленное внедрение. Приведены теоретические выкладки и расчеты, подтвержденные результатами экспериментов.

Полученные положительные результаты создают явные перспективы для организации процессов выщелачивания и кондиционирования в режиме замкнутого водооборота с одновременным снижением расхода реагента (цианида) и водных ресурсов.

В России и странах ближайшего зарубежья опыта осуществления данных процессов нет. Существуют данные о пилотных испытаниях технологии (Западная Австралия, 2001г.), однако данных о промышленном внедрении нет.

В рамках диссертационной работы проведены следующие исследования:

Теоретически доказана возможность вывода меди из цианистых растворов в виде сульфида с одновременной генерацией цианида. При этом сокращается возможность выпадения цианистой меди и загрязнения ею сульфида меди. Рассчитано содержание медноцианидных комплексов в растворах при различных рН. Определены рН начала осаждения Си28 и СиСИ. На основании значений энергий Гиббса установлена термодинамическая возможность протекания реакции сульфидного кондиционирования. Установлено, что реакция образования сульфида меди в цианистых растворах является реакцией первого порядка по меди. Среднее значение периода полупревращения (^/2) для данной реакции составляет -1,07 сек. Константа скорости реакции: к = 0,647 сек"1.

Определены оптимальные параметры ведения процесса: стехеометрический по отношению к меди расход сульфида, значение рН = 3,5 - 4,5 для операции подкисления. Температура растворов в интервале значений: +5 — +50 не влияет на эффективность технологии.

Проведены исследования по влиянию состава растворов на эффективность технологии. Установлено, что присутствие сульфатов и хлоридов в оборотных растворах с различными концентрациями от 1 — 50 г/л не влияет на параметры и эффективность технологии.

Присутствие в растворах тиосульфатов в интервале стехеометрий по отношению к меди от 0,125 до 2,0 не оказывает влияния на процесс кондиционирования.

В ходе экспериментов установлено, что любое исходное соотношение Си/СЫсв. (для растворов с концентрациями меди от 50 - 4000 мг/л и свободного цианида от 100 до 5000 мг/л) не оказывает влияния на протекание и эффективность процесса сульфидного кондиционирования.

Изучено поведение Ъл, Бе, Сс1, №, Ag, Аи в процессе сульфидного кондиционирования. Результаты, полученные в ходе экспериментов, указывают на то, что железо, цинк и кадмий выводятся из растворов при более высоких значениях рН, чем медь. При рН = 4 - 6 в растворах наблюдается минимальное содержание данных металлов. Извлечение составляет более 95%. Однако, при последующем снижении значений рН < 4 возможно частичное растворение соединений железа, цинка и кадмия с переходом ионов металлов в раствор. Серебро начинает выводиться из растворов раньше меди, то есть в более щелочных условиях. При достижении рН = 5 — 6 извлечение серебра из растворов составит более 90%. Дальнейшее увеличение кислотности среды будет способствовать доизвлечению металла. В отношении никеля можно сделать вывод, что данный металл практически не выводится из растворов - извлечение составляет около 10 %. Золото из растворов не извлекается.

Разработана технологическая схема процесса сульфидного кондиционирования для обеззолоченных и золотосодержащих растворов.

В ходе проведения пяти циклов «Цианирование - Кондиционирование» на растворах месторождения «Тардан» из раствора в медный концентрат было выведено 49-98% меди, возврат цианида в процентах от связанного медью составил 47-95%. Из 1 м3 раствора регенерировано в среднем 1,19 кг цианида натрия, в медный концентрат извлечено 0,67 кг меди.

В ходе многоцикловых испытаний при 100% загрузке сульфида! натрия установлено, что после операции кондиционирования наблюдается незначительное увеличение концентрации тиоцианатов в растворах.

Извлечение золота в раствор за 5 циклов цианирования оборотных растворов с предварительным их кондиционированием практически не изменилось и составило 91,1-92,6 %.

Степень обезметалливания растворов по золоту составила 99%.

После регенерации свободного цианида в оборотный раствор расход ИаСЫ сократился в среднем с 4кг/т руды до 1 кг/т.

В ходе 6 циклов кондиционирования оборотного цианистого раствора месторождения «Верхне — Алиинское» в медный концентрат было выведено 50 - 99% меди, в зависимости от расхода сульфида. При расходе сульфида — 100% от стехеометрического количества по отношению к меди, извлечение металла составило 67 - 99% при этом возврат цианида от связанного с медью достиг 57 - 99%. Из 1 м3 раствора регенерировано в среднем 2,3 кг цианида натрия, в медный концентрат извлечено 2,6 кг меди.

В ходе 1-3 циклов «Цианирование — Кондиционирование» при загрузке сульфида натрия 100% от стехеометрического количества отмечается увеличение концентрации тиоцианатов в растворах, также их содержание возрастало после операции выщелачивания. Однако, в циклах 4 — 6 загрузка сульфида натрия составила 90 - 95% от стехеометрического, в результате чего процесс накопления тиоцианатов стабилизировался, а в цикле 6 было отмечено снижение их концентрации.

В целом, с учетом остаточного КаСЫ в растворах после цианирования и регенерированного цианида за счет осаждения меди расход его сократился на 5кг/т (с 17,4 до 12,3 кг/т) при сохранении показателей извлечения благородных металлов.

При проведении промышленных испытаний и внедрении- технологии кондиционирования на месторождении «Мизек» установлены следующие о расходы: сульфид натрия (60%) производства КНР на 1 м продуктивного раствора - 0,34 кг, серная кислота (92 - 96%) на 1 м3 - 0,78 кг, гидроксид натрия (100 %) на 1 м3 - 0,96 кг.

Обрабатывая 6000 м3 раствора в сутки можно получить 985,5 тонн цианистого натрия в год, тем самым, расход сокращается с 2,0 - 2,5 кг/т до 0,35-0,85 кг/т.

В дополнение ко всему, проведение операции кондиционирования перед операцией сорбции (рисунок 2) позволяет существенно снизить концентрацию меди в растворах, поступающих на операцию извлечения золота, и тем самым повысить показатели этой операции.

В ходе исследований установлено, что золото при сорбции на уголь из некондиционированных растворов извлекается на 75 - 80%, медь на 9 — 10%. При этом средние значение емкости по золоту составляет 2,8 мг/г, по меди — 60,1 мг/г. Извлечение золота из растворов после кондиционирования составляет 96 - 98%, извлечение меди - 5 - 8%. При этом среднее значение емкости угля по золоту - 4,6 мг/г, емкости по меди - 0,9 мг/г.

Таким образом, в 60 - 70 раз снижается емкость насыщенного угля по меди, упрощается его регенерация и электролиз получаемых элюатов, повышается качество катодных осадков.

В ходе испытаний данной технологии кондиционирования установлено, что медь извлекается из растворов на 75 — 80%; серебро на 95 - 100%. Происходит регенерация цианида в растворах, соствляющая 75 — 80%, от цианида, связанного с медью. Из растворов извлекаются также: железо (90 — 95%), кобальт (84 - 93%), цинк (97 - 99%), свинец (более 75%), мышьяк (43 - 56%), в небольшом количестве никель (14 - 28%).

Получен осадок с высоким содержанием меди - более 68%. Высокое содержание меди в полученном кеке позволяет реализовывать его, как товарный продукт - медный концентрат. Высокое содержание меди позволяет рекомендовать осадок к реализации в качестве высококачественного медного концентрата [121, 122].

Точная дозировка сульфида натрия (в стехеометрическом количестве по отношению к меди) позволяет свести к; минимуму увеличение концентрации тиоцианатов в растворах и поддерживать ее в стабильном состоянии; В случае необходимости незначительное сокращение расхода сульфида натрия (90 - 95% от стехеометрического количества по отношению к меди) позволяет незначительно снизить и стабилизировать концентрацию тиоцианатов в растворах.

Промышленные испытания процесса сульфидного кондиционирования медноцианистых продуктивных растворов кучного выщелачивания золота из руд месторождения «Мизек» с последующим внедрением в режим постоянной эксплуатации были проведены в период с 24 марта по 4 апреля 2008г. На основании проведенных работ был составлен «Акт испытаний и внедрения технологии селективного кондиционирования медноцианидных продуктивных растворов кучного выщелачивания» (Приложение 1).

Технико-экономический эффект составил 65,5 млн. руб/год в ценах 2010 года (Приложение 2).

В : дополнение, внедрение технологии кондиционирования в режиме замкнутого водооборота является оптимальным решением: проблемы обезвреживания, так как исключает необходимость дополнительных затрат, связанных с процессами очистки сточных вод.

Полученные результаты позволяют рекомендовать технологию для промышленного внедрения на предприятиях, занимающихся переработкой золотосодержащих руд с повышенным содержанием меди.

1. Стрижко Л.С. Металлургия золота и серебра. М.: МИСИС, 2001. 336 с.

2. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: В 2-х томах. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999. Т.1. 342 е., Т.2. 452 с.

3. Mike D. Adams. Advances in gold ore processing. Mutis Liber Pty Ltd., Guildford, Western Australia. M.D. Publisher: Elsevier Science & Technology, 2001. 1076 p.

4. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии: монография. М.: Металлургия, 1994. 241 с.

5. Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов: учебник: в 2-х кн. М.: МИСИС Руды и металлы, 2005. 432 с.

6. Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов: зарубеж. опыт. М.: Металлургия, 1991. 415 с.

7. Adams M.D. Chemistry and mineralogy of gold-copper and copper-gold ore processing //Processing of Gold-Copper and Copper Gold Ores. Grctesi. Perth, 1999. P. 17-40.

8. Adams M.D. Swaney S.J. Friedl J., Wagner F.E. Preg-robbing minerals in gold ore and residues //Hidden Wealth. South African Institute of Mining and Metallurgy. Johannesburg, 1996. P.163-172.

9. Митрофанов С.И., Новин Р.Б., Курочкина A.B. Комбинированные методы переработки окисленных и смешанных медных руд (теория и практика). М.: Недра, 1970. 286 с.

10. Chamberlin P.D. Process selection for Gold/Copper Ores //Randol Gold Forum 1996, P.303-306.

11. Drok K., Ritchie I. An investigation of the selective leaching of gold over copper using ammoniacal cyanide //World Gold '97. Singapore, P.87-93.

12. Набойченко С.С., Смирнов В.И. Гидрометаллургия меди. HS^l . Металлургия, 1974. 271 с.

13. Smith A. and Mudder Т. The chemistry and treatment of Cyanidat3r0n Wastes. London: Mining journal books limited, 1991. 345 p.

14. Lorosch, J. Process and Environmental chemistry of cyanidatiorx^ Frankfurt am Main: Degussa AG, 2001. 504 p.

15. Петровская H.B. Самородное золото. M.: Наука, 1973. 348 с.

16. Бобков С.С., Бобков С.К. Синильная кислота. М.: Химия, lS>~7o 176 с.

17. Pat. 5411575 US. Hydrometallurgical extraction process /Fleming C.A., Grot, W., Thorpe, J.A., 05.02.1995. 10 p.

18. Mc Quiston Ir. F. W and Shoemaker R.S. Gold and Silver Cyanidation Plant Practice//New York: A.I.M.E. publication, 1975. Vol.1., 145 p.

19. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов: учеб. д^Ля вузов. М.: Металлургиздат, 1958. 366 с.

20. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф. Металлур^-Ия благородных металлов. Учебник для вузов /под.ред. JI.B. Чугаева 2-е и^д перераб. и доп. М.: Металлургия, 1987. 432 с.

21. Лебедев К.Б., Казанцев В.М., Розманов В.М. и др. Ионит^ в цветной металлургии /под ред. К.Б. Лебедева. М.: Металлургия, 1975. 351 с

22. Кокотов Ю.А., Золотарев П.П., Елькин Г.Э. Теоретические основы ионного обмена: Сложные ионообменные системы. Л.: Химия, 1S>86 280 с.

23. Pat. 4321145 US. Ion exchange treatment for removing toxic metals and cyanide values from plating waste water /Carlson L.G. 23.03.1982. 13 p.

24. Davies M.R., Sole K.C., Mackenzie J.M.W., Vimig M.J. A proposed solvent-extraction route for the treatment of copper cyanide solutions produced in leaching of gold ores. //Alta Copper Hydrometallurgical Forum. АД^Тд Melbourne, 1998. P.l 14-120.

25. Fleming С.A., Cromberge G. The extraction of gold from cyanide solutions by strong and weak - base anion - exchange resins //J.S. Afr. Inst. Min. Metall. 84(5), 1984. P.125-137.

26. Fleming C.A., Nicol MJ. The adsorption of gold cyanide onto activated carbon. Part III. Factors influencing the rate of loading and the equilibrium capacity //J.S. Afr. Inst. Min. Metall. 84(4), 1984. P.85-93.

27. Flin Flon Mill Staff Cyanide an regeneration plant and practice at flin Flon //Can. Inst. Min. Metall /Trans XLIX, 1946. P130-142.

28. Goldblatt A.J. Recovery of cyanide from waste cyanide solutions by ion exchange //Industrial and engineering chemistry, vol. 51, No. 3, 1959. P.241 -246.

29. Goldblatt, E. Recovery of cyanide from waste cyanide solutions by ion exchange //Ind.Eng.Chem. 48(12), 2107 51(3), 241, 1959. 213 p.

30. Jay, W.H. Copper cyanidation chemistry and the application of ion exchange resins and solvent extractants in copper-gold cyanide recovery systems //Technical Proceedings /ALTA 2000 SX/FX-1 Conference, Adelaide. ALT A. Melbourne, 2000. P. 134-145.

31. A.c. 615046 (СССР). Способ ионообменной очистки сточных вод от цианидов и роданидов /Чикин Ю.М., Лебедева В.Т., Петров В.Ф. и др. Опубл. в Б.И. № 26, 1978. 5 с.

32. А.с. 650980 (СССР). Способ обезвреживания цианид и роданидсодержащих сточных вод /Вартанесян С.Г., Минасян К.В., Геворкян Е.С. и др. Опубл. в Б.И. № 9, 1979. 6 с.

33. А.с. 923959 (СССР). Способ очистки сточных вод / Жилин В.П., Кабанов Ю.Н., Замелин В.И., Дубина Л.Д., Штерн Д.Н. Опубл. в Б.И. № 16, 1982.6 с.

34. Остроушко И.А. Электролитическая очистка сточных вод обогатительных фабрик /И.А. Остроушко, Р.И. Остроушко //Цветная металлургия, 1972. №20. С. 46-48.

35. Баймаханов М.Т., Лебедев К.Б., Антонов В.Н., Озеров А.И. Очистка и контроль сточных вод предприятий цветной металлургии. М.: Металлургия, 1883. 192 с.

36. Милованов Л.В. Очистка и использование сточных вод предприятий цветной металлургии. М.: Металлургия, 1971. 384 с.

37. Чантурия, В.А., Назарова Г.Н. Электрохимическая технология в обогатительно-гидрометаллургических процессах. М.: Наука, 1977. 160 с.

38. Dreisinger D., Ji J., Wassink В. The solvent extraction and electro winning recovery of copper and cyanide using XI7950 extractant and membrane cell electrolysis //Randol Gold Forum /Perth. Randol International, Golden, CL, 1995. P.239-244.

39. Hedley N., Tabachntck H. Chemistry of cyanidation //Mineral Dressing Notes №23 /American Cyanamid Company, 1958. 314 p.

40. Pat. 5137642 US. Detoxification of aqueous cyanide solutions /Castrantas H. M. and Fagan M. R., 11.08.1992. 13 p.

41. Cotton F. A. and Wilkinson G., Advanced inorganic chemistry //John Wiley fr Sons Inc., 3rd Edition, ISBN 0-471-17560-9, 1972. 212 p.

42. Hedley N., Tabachntck H., Chemistry of cyanidation //Mineral Dressing Notes No. 23 /American Cyanamid Company. 1958. P. 189-194.

43. Smith A. and Mudder Т., The Chemistry and treatment of cyanidation wastes. Mining Journal Books Ltd., P.O. Box 10, Edenbridge, Kent TN8 5NE, United Kingdom, 1991. P.45-56.

44. Soto H., Nava F., Jara J. Cyanide regeneration and copper recovery from cyanidation tailings //Proceedings of the Canadian Mineral Processors Conference /С1М, Ottawa, 1996, P.173-182.

45. Whiteway P., Cyanide technology could save gold miners thousands //Northern Miner, Vol. 72, No. 32, 1986. 3 p.

46. Zaidi S.A. and Brodie J.B. Performance evaluation of full scale• • • thalkaline chlorination systems //Operating at Canadian Gold Mills, 13 Annual

47. Hydromet /Meeting of Can. Inst, of Mining and Metallurgy, Edmonton, Alberta, 1983. P.176-183.

48. Zaidi S.A. and Whittle L.R. Laboratory procedures for the operational control of alkaline chlorination process //Alkaline Chlorination for Gold Mill Operators Seminar, Vancouver, British Columbia, 1982. P.87-92.

49. Zaidi S.A. and Whittle L.R. Evaluation of the full scale alkaline chlorination treatment plant at Giant Yellowknife Mines Ltd //Report of Wastewater Technology Center Environment Canada, Burlington, Canada, 1987. P.67-74.

50. Degussa, Surface treatment of stainless, austenitic and austenitic-ferritic steels. Peroxygen Chemicals, Degussa Corp., Ridgefield Park, New Jersey, 2000. P.34-42.

51. Griffiths A.J., Knorre H., Gos S., Higgins R. The detoxification of gold — mill tailings with hydrogen peroxide //J.S. Afr. Inst. Min. Metall., vol.87, 1987. P.279-283.

52. Mathre O. B. and DeVries F. W. Destruction of cyanide in gold and silver mine process water //Annual Meeting of the Metallurgical Society of AIME, Chicago, USA, 1981. P.54-65.

53. Pat. 4416786 US. Process for the treatment of continuous waste water streans having changing contents of different oxidizable materials with hydrogen peroxide /Knorre H., Fisher J., Stutzel K. 22.11.1983. lip.

54. Эйринг JI.В. Кинетика и механизм окисления озоном циансодержащих сточных вод /Л.В. Эйринг //Цветные металлы, № 12, 1969. С. 10-12.

55. Devuyst Е.А., Conrad B.R., Hundson W. Commercial operation of INCO's S02/Air cyanide removal process //Randol Gold Comference, Perth, Austalia /Randol International Ltd., Golden, CO, USA, 1984. P.87-89.

56. Robbins H.G. Historical development of the INCO S02/Air cyanide destruction process //CIM Bulletin, Vol. 89, № 1003, 1996. P.63-69.

57. Pat. 1165474 Canada. Cyanide removal from aqueous streams /Borbely G. J., Devuyst E. A., Ettel V. A., Mosoiu M. A., and Schitka K. 10.04.1984. 13 p.

58. Pat. 4537686 US. Cyanide removal from aqueous streams /Borbely G. J., Devuyst E. A., Ettel V. A., Mosoiu M. A., and Schilka K. J. 27.08.1985. 91. P

59. Lien R.H. and Altringer P.B. Case study: bacterial cyanide detoxification during closure of the green springs gold heap leaching operation //Biohydrometall., Technol., Proc. Int. Biohydrometall. Symp., Vol. 2, 1993. P. 219-227.

60. Mihaylov B.V. Decomposition of cyanide in sewage sludge //B.V. Mihaylov and J.L.Hendrix/Minerals Engineering, Vol. 7, No. 1, 1994. P. 61-69.

61. Mudder T. and Whitlock J. Biological treatment of cyanidation wastewaters //Minerals and Metallurgical Processing, 1984. P. 161-165.

62. Avramides J. Prospects for alternative leaching systems for gold: a review //Proceedings of the Conference on CIP Technology for the Extraction of Gold /The Australasian Institute of Mining and Metallurgy. Melbourne, 1982. P. 369-391.

63. Botz M.M. and Stevenson J.A. Cyanide Recovery & Destruction //Eng. & Min.l., June 1995, P. 44-47.

64. Botz M., Mudder T. Cyanide recovery for leaching operations Applications of CCD AVR circuits //Randol Gold and Silver Forum 98, Denver, Colorado /Randol International, Golden, Colorado, 1998. P. 295-297.

65. Davies D., Robertson D.J., Kirkwood W., and Goodman J. Cyanide and regeneration plant and practice at Flin Flon //Trans. Can. Inst. Min. Metall., Vol. XLIX, 1946. P.130-142.

66. Flemin, C.A. The case for cyanide recovery from gold plant — tailings — positive economics plus environmental stewardship. // Industrial and Economic Aspects, TMS Annual Meetings, New Orleans /The minerals, 2001. P. 23-35.

67. Huhashi F. Kinetics and mechanism of gold and silver dissolution in cyanide solution //Montana College of Mineral Science and Technology, 1967. P. 46-65.

68. LaBrooy S.R. Copper-gold ore treatment options and status //Proceedings, Randol Gold Conference, Vancouver /Randol International, Golden, 1992. P. 173-177.

69. Leaver E.S., Wolf J.A. Copper and zinc in cyanidation sulfide acid precipitation //US Bureau of Mines, Technical Paper No. 494, 1931. P. 76-79.

70. Mathre O.B. and DeVries F.W. Destruction of cyanide in gold and silver mine process water //Annual Meeting of the Metallurgical Society of AIME, Chicago, USA, 1981. P. 65-78.

71. Pat. 3617567 US. Destruction of cyanide in aqueous solution /Mathre O.B. 02.11.1971. 9p.

72. McNamara V., Acidification volatilization reneutralization treatment process for decontamination of Canadian gold mill effluents //CANMET Energy, Mines and Resources Report MRP/MSL, 1978. P. 214-223.

73. Mudder T. and Goldstone A. The Recovery of cyanide from slurries //Proceedings of the International Gold Expo. Sept. 7-9, Reno, Nevada. 1989. P. 34-65.

74. Nguyen H.H., Tran T., Wong P.L.M. Copper interaction during the dissolution of gold//Miner. Eng. 10(5), 491 505, 1997. P. 114-123.

75. Piret N.L. and Schippers H.J. Cyanide destruction versus cyanide regeneration evaluation of the processes for optimum mill effluent treatment //Proc. Extraction Metallurgy, IMM, 1989. P. 890-894.

76. Seeton F. The application of cyanide regeneration to the treatment of refractory, complex, or copper bearing ores as practiced by Compania de Real Del Monte Y Pachuca //Pachuca, Hidalgo, Mexico, Denver Equipment Company. 1950. P. 1134-1136.

77. Staunton W. Overview of copper cyanide chemistry //Processing of gold copper ores /Colloquim, perth. Ammtec ply Ltd. Perth, 1991. P. 1-9.

78. Pat. 5207925 US. Process for the detoxification of cyanide-containing aqueous solutions /Steiner N., Gos S., Ladwig F., and Diehl M. 04.05.1993. 10 p.

79. Stevenson J., Botz M., Mudder T., Wilder A., and Richins R. Cyanisorb recovers cyanide //Mining Environ. Manag. 1995, P. 9-16.

80. Lawr C.W. Cyanide regeneration or recovery as practiced by the Compania Beneficiadore de Pachuca //Technical Report No. 208-B-20, American Institute of Min., Metall., and Pet. Engineers. 1929. P. 213-234.

81. Omofoma M. A. and Hampton A. P. Cyanide recovery in a CCD Merrill-Crowe circuit: Pilot testwork of a cyanisorb process at the NERCO DeLamar Silver Mine //Randol Gold Forum, Vancouver, Randol International Ltd., Golden, CO, USA, 1992. P.359-365.

82. Osseo-Asare K., Xue T., and Ciminelli V.S.T. Solution chemistry of cyanide leaching systems //Precious Metals: Min. Extr, and Proc, Ed. Kudryk, V. et al., AIME, 1984. P. 173-197.

83. Pat. 4587110 US. Process of recovering copper and of optionally recovering silver and gold by a leaching of oxide- and sulfide-containing materials with water-soluble cyanides /Potter G. M., Bergmann A., and Haidlen U. 06.05.1986. 6p.

84. Riveros P.A., Molnar R.E. McNamara, V.M. Alternative technology to decrease the environmental impact of gold milling. CIM Bull, 1993. P. 167-171.

85. Pat. 3403020 US. Leaching of copper from ores with cyanide and recovery of copper from cyanide solutions /Lower W. 24.09.1968. 8p.

86. MacPhail P.K., Fleming C.A., Surbutt K.W. Cyanide recovery by the SART process for the Lobo Marte Project - Chile //Proceedings Randol Gold Forum 98. Denver, Colorado. Randol International, Golden, Colorado, 1998. P. 319-324.

87. Scott J. and Ingles J. State-of-the-Art Processes for the treatment of gold mill effluents //Mining, Mineral, and Metallurgical Processes Division, Industrial Programs Branch, Environment Canada, Ottawa, Ontario, 1987. P. 314-323.

88. Clarke S. The Cutech process //Processing of Gold-Copper Ores (Practical Aspects), Colloquium. AMMTEC Pry Ltd. Perth, 1991. P. 124-127.

89. Avedesian M., Spira P., and Kanduth H. Stripping of HCN in a packed tower//Chem. Engineering, Vol. 61, 1983. P. 801-806.

90. Avery N.L. and Fries W. Removal of cyanide from industrial waste effluents with ion exchange resins //Rohm and Haas Co., Philadelphia, Pennsylvania, 1974. P. 69-73.

91. Sceresini B.J., Staunton W.P. Copper/cyanide in the treatment of high copper ores //Fifth Extractive Metallurgy conference, AusIMM, Perth /Australasian Institute of Mining and Metallurgy, Melbourne, 1991. P. 123-125.

92. Elvish R., Huber A.L., The use of Cyanosave™ detoxification and cyanide recovery process for cyanide tailings //AusIMM Conference, Sydney,1988. P. 69-72.

93. Holbein B.E., Huber A.I., Kidby D. Field piloting results for Vitrokele™ cyanide recovery and the economics compared with other processes //Randol Gold Conference, Innovations in Gold and Silver /Recovery, Sacramento,1989. P. 215-219.

94. Holbein B.E., Kidby D.K., Huber A.L. Vitrokele performance for selected ores: gold, silver and cyanide recovery //Perth International Gold Conference /Randol International. Colorado, 1988. P. 302-305.

95. Johnson G.A. Report on the efficiency and cost of Vitrokele evaluation at the Cabbanintha gold mine //Processing Copper-Gold ores, (Practical Aspects) Colloquium, AMMTEC Ply Lid. Perth. Australia, 1991. P. 214-235.

96. Whittle L. The piloting of Vitrokele for cyanide recovery and waste management at two Canadian gold mines //Randol Gold Forum, Vancouver, Randol International Ltd., Golden, CO, USA, 1992. P. 379-384.

97. Thorpe J.A., Fleming C.A. The Hannah Process; A New Procedure ro Recover Free Cyanide and Copper Cyanide from Gold Plant Tailings /SGS Likelield Flyer, Lakelield. Canada, 2003. P. 413-421.

98. Лурье Ю.Ю. Справочник по аналитической химии. 4-е изд., доп. М.: Химия, 1975. 454 с.

99. Инцеди Н., Янош А. Применение комплексов в аналитической химии /Пер. с англ. О.М. Петрухина, Б.Я. Спивакова. М.: Мир, 1979. 376 с.

100. Энергия Гиббса (сульфид натрия) //Химик (сайт о химии). Электронный ресурс. URL: http://www.xumuk.ru/spravochnik/775.html (дата обращения 10.05.2010).

101. Энергия Гиббса (Серная кислота) //Химик (сайт о химии). Электронный ресурс. URL: http•.//www.xumuk.ru/spravochnik/166.html (дата обращения 10.05.2010).

102. Энергия Гиббса (Сульфат натрия) //Химик (сайт о химии). Электронный ресурс. URL: (http://www.xumuk.ru/spravochnik/771 .html (дата обращения 10.05.2010)

103. Энергия Гиббса (сульфид меди (I)) //Химик (сайт о химии). Электронный ресурс. URL: ('http://www.xumuk.ru/encvklopedia/2464.html (дата обращения 10.05.2010)

104. Шмид Р. Сапунов В.Н. Неформальная кинетика. /Пер. с англ. М.: Мир, 1985. 264 с.

105. Бехли Е.Ю., Соловьянов A.A. Методы изучения быстрых реакций в растворах. М.: Знание, 1976. 59 с.

106. Хеммис Г. Методы исследования быстрых реакций. /Пер. с англ. A.A. Соловьянова. М.: Мир, 1977. 716 с.

107. Файберг A.A., Петров В.Ф., Войлошников Г.И. Селективное кондиционирование оборотных растворов кучного выщелачивания с повышенным содержанием меди // Журнал «Экология и промышленность России», июнь 2010. С.51 53.

108. Проведение лабораторных и полупромышленных испытаний технологии извлечения благородных металлов из руды месторождения «Тардан»: Информационная записка / ОАО «Иргиредмет»; рук. О.Д Хмельницкая. Иркутск, 2005. 22 с.

109. Технологический регламент на проектирование фабрики для переработки руды месторождения «Верхне Алиинское» / ОАО «Иргиредмет»; рук. В.П.Бескровная. Иркутск, 2008. 203с.

110. Исследование процесса и разработка технологии цианирования медистых золотосодержащих руд: Отчет о научно исследовательской работе / ОАО «Иргиредмет»; рук. О.Д. Хмельницкая. Иркутск, 2009. 216с.

111. Файберг A.A., Петров В.Ф., Войлошников Г.И. Технология сульфидного кондиционирования цианидных и аммиачно — цианидных оборотных растворов с повышенным содержанием меди // VII ой Конгресс обогатителей стран СНГ / Москва, МИСис, 2009. С. 345 - 348.

112. Разработка технологии кондиционирования по меди циансодержащих растворов УКВ рудника мизек: Отчет о научно — исследовательской работе / ДТП ГНПОПЭ «Казмеханобр»; рук. JI.C. Болотова. Алма Ата, 2006. 69 с.

113. Установка селективного кондиционирования медноцианидных технологических оборотных растворов кучного выщелачивания: Технологический регламент / ОАО «Иргиредмет»; рук. В.Ф. Петров. Иркутск, 2006. 16с.

114. Файберг A.A. Технология кондиционирования оборотных растворов, образующихся при переработке руд с повышенным содержанием меди // Вестник ИрГТУ, №4, 2010. С. 163 165.

115. Петров В.Ф., Файберг A.A., Войлошников Г.И. Кондиционирование цианидсодержащих оборотных растворов с регенерацией свободного цианида и извлечением меди // Журнал «Цветные металлы», сентябрь 2010г. С. 40 44.ж