ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 16.10.2024
Просмотров: 109
Скачиваний: 0
содержащей 3,5—4% Си наряду с малахитом и фосфатом меди, хризоколлы (минерала, плохо растворимого в аммиаке), по этой схеме был необходим предварительный двустадийный восстановительный обжиг. После измельчения до —3 мм огарок подвергали выщелачи ванию. В связи с переработкой более богатого сырья извлечение меди при выщелачивании достигало 90% и выше. Завод был закрыт в 1931 г. При аммиачном выщелачивании необходима специальная аппаратура и высокий расход пара. Эффективность его во многом определяется степенью регенерации растворителя, качеством и со ставом перерабатываемого сырья. Из-за отсутствия подходящего сырья, а также в результате разработки более рентабельных техно логий, аммиачное выщелачивание медных руд в современной практике не применяется.
|
|
|
|
|
|
|
|
Таблица 33 |
Показатели работы заводов, применявших аммиачное |
|
|||||||
|
|
выщелачивание медных руд |
|
|
||||
Показатели |
|
|
|
|
Калюмет |
Кеннекотт |
Бвака |
|
|
|
|
|
Энд Гекла |
М” Кюбва |
|||
Содержание Си, |
%: |
|
|
|
|
0,4—0,7 |
0,9—1,0 |
3,9 |
в и с х о д н о й |
руде ................................. |
|
|
|
|
|||
в отвальных хвостах |
......................... |
|
|
|
0,1 |
0,14 |
Н. д |
|
Производительность по руде, т/сут |
|
8000 |
800 |
1000 |
||||
Выпуск Си в концентрате, тыс. т/год |
|
6,7 |
2,0 |
10,0 |
||||
Содержание в исходном растворе, |
%: |
|
5,5—6 |
10,5 |
5 |
|||
МН3 .......................................................... |
|
|
|
|
|
|||
СО„ .......................................................... |
|
|
|
|
|
3,8—4 |
12,4 |
4 |
С и .............................................................. |
|
|
|
|
|
2,8—3 |
6,3 |
Н. д |
Содержание в богатом растворе, %: |
|
3 ,5 -5 ,3 ' |
10,32 |
5 |
||||
NH3 .......................................................... |
|
|
|
|
|
|||
С02 .......................................................... |
|
|
|
|
|
3,8—4,0 |
12,20 |
5 |
С и ............................................................... |
|
|
|
|
|
3,5—5,4 |
7,85 |
|
Количество аппаратов для выщелачива- |
|
16 |
8 |
10 |
||||
ния ................................................................... |
|
|
^ |
. |
|
|||
Емкость аппарата, т ................. |
|
. |
1000 |
500 |
1000 |
|||
Извлечение Си в раствор, |
% . |
\ |
- 79,5 |
76—80 |
90 |
|||
Содержание Си в осадке, |
% |
. |
Л. . . |
80—82,3 |
75—76 ■ |
75,8 |
||
В табл. 33 приведены основные показатели работы описанных выше заводов.
Технология переработки более бедного (0,8—1,0% Си) сырья с предварительным восстановлением и последующим аммиачным вы щелачиванием. заслуживает внимания при наличии руд, хорошо вос станавливающихся при t <; 500—700° С, в противном случае более предпочтительна схема сегрегация—флотация.
Глава V
ПЕРЕРАБОТКА ЦЕМЕНТНОЙ МЕДИ И МЕДЬСОДЕРЖАЩЕГО ВТОРИЧНОГО СЫРЬЯ
Схемы переработки металлического медьсодержащего сырья пре дусматривают получение купороса, катодного металла, высокока чественного порошка. В последних двух вариантах конечный про дукт производят при значительно меньшем числе переделов и ком плексном использовании сырья, чем по пирометаллургической тех нологии. Кроме того, вследствие низкого содержания (или отсут ствия) благородных металлов в цементной меди и вторичном сырье целесообразна именно гидрометаллургическая их переработка.
Наибольшее значение имеют схемы с использованием сернокислых или аммиачных растворов. Гидрометаллургическая переработка вторсырья требует предварительной его подготовки с целью дости жения однородной крупности, удаления экранирующих веществ (масла, изоляции, лака и др.), усреднения по химическому составу.
Простой и распространенный способ удаления органики — обжиг при 800—900° С во вращающейся печи. Однако в этом, случае имеют место большие газовыделения и потери металла за счет угара. Более рациональным способом является химическое обезжиривание, на пример 10—15%-ным раствором соды при 70—80° С или специаль ными моющими составами. При использовании кипящих растворов каустической соды одновременно удаляются покрытия олова и цинка, которые в дальнейшем можно извлекать экстракцией алифатическими кислотами К Оловянные и цинковые покрытия удаляются и при кратковременной .обработке скрапа в расплаве каустической соды с добавкой окислителей типа нитратов, хроматов калия или натрия 1.2
Непосредственная гидрометаллургическая переработка неконди ционных классов вторсырья в связи с химической, вещественной и гранулометрической неоднородностью представляется нерациональ ной. Весьма удобным способом подготовки этого вида материалов служит предварительная восстановительная плавка. В'этом случае ряд примесей шлакуется' (алюминий, кремний, марганец, железо и др.), сжигается органика, а цинк, свинец, олово, мышьяк в значи тельной степени отгоняются и концентрируются в возгонах, которые представляют ценный продукт для дальнейшего использования. Расплав меди подвергают грануляции с получением достаточно одно родного продукта, пригодного для выщелачивания.
В конце сороковых годов на одном из зарубежных предприятий работала установка по производству 1,1—1,3 т/день купороса в виде раствора, получаемого из цементной меди, который использовали в цикле цинковой флотации [403]. В связи с малой производитель ностью, низким извлечением меди (до 10% ее оказывалось в трудно
1 Пат. |
(Япония), № 5962, |
1968. |
2 Пат. |
(США), № 2891881, |
1959. |
207
растворимой форме) окислительный обжиг (/ = 600° С, х = 2 ч) был отклонен. Лучшие показатели по окислению меди достигаются при обработке слоя цементной меди толщиной 5—8 см и влажностью не более 20— 25% раствором, содержащим 120— 130 г/л NH3. При расходе около 10 кг 100%-ного аммиака на 1 т цементной меди че рез 15 ч выдержки около 80—85% меди переходило в кислотораство римую форму. Этот материал выщелачивали в чане с механическим перемешиванием, получая раствор, пригодный для использования
вцикле обогащения.
Затраты на производство этим способом раствора купороса ока
зались почти на 30% меньше, чем затраты на покупку этого химиката. Имеются предложения по выщелачиванию цементной меди после флотационного обогащения аммиачно-карбонатными растворами 1. Затем медь восстанавливают до одновалентной формы металлической медью, сернистым газом, и раствор подвергают дистилляции, в ре зультате которой получают чистые окислы и регенерируют раство
ритель.
, Медный скрап, содержащий олово, свинец и никель, перерабаты вают на купорос [40]. Скрап переплавляют, гранулируют и выще лачивают сернокислыми растворами, содержащими 20—23 г/л Си, 250—270 г/л H 2S04, при температуре 85—90° С в барабанном аппа рате; для окисления используют предварительно подогретый воз дух. Раствор из барабана непрерывно выпускают через сетку из нержавеющей стали для отделения выносимых гранул.
Взвесь сульфатов свинца и олова улавливают в гидроциклонах, промывают, карбонизируют и отправляют потребителю. После кон трольного осветления раствор выпаривают, кристаллизуют с полу чением высококачественного купороса. Часть маточного раствора периодически выводят на получение никелевого купороса или на
осаждение никеля в виде сульфатаммонийиой |
соли. |
- Электролитическое рафинирование скрапа |
[404—405] позволяет |
получать катодную медь и извлекать олово, свинец. Однако процесс сопровождается образованием большого количества шламов, что резко замедляет процесс и Повышает расход электроэнергии. Кроме того, шлам, попадая на катод, ухудшает качество электролитной меди. При электролизе скрапа, содержащего более 25% Zn, в растворе происходит быстрое накопление этого металла. Для осаждения ка чественной меди необходима интенсивная циркуляция электролита и повышенная плотность тока. Ряд трудностей вызывает увеличенное содержание олова в скрапе. При введении в электролит 4—8 г/л железа олово заметно растворяется; при наличии мышьяка, сурьмы это явление не наблюдается. Переводя олово в шлам даже при высо ком его содержании в скрапе (до 63% Sn), удается получать катод ную медь, содержащую не более 0,01—0,05% Sn.
По другому варианту олово связывают во фторидный комплекс
(весовое |
отношение в электролите HF : S n — 1). В этом случае |
1 Пат. |
(США), № 3492115, 1966. |
208
катодный металл содержит менее 0,001 % Sn. Однако последующее извлечение олова требует значительных затрат.
Электролитический способ использовали также для выделения меди из медно-серебряного сплава (50% Ag, 40% Си, по 5% Zn, Ni), последний расплавляли в индукционной печи с добавкой оборотной меди для получения в конечном продукте около 20% Ag [406]. Из по лученного сплава отливали аноды, которые направляли на электро лиз. Электролит содержал 30 г/л Си и 130 г/л H 2S04, температура его 75° С. Процесс вели при катодной плотности тока 130— 135 А/м2 и напряжении на ванне 0,18 В, получали катодную медь (99,95% Си), а серебро оставалось на аноде в виде скелетного осадка (96% Ag). Это оказалось возможным благодаря отливке анодов определенной толщины с фиксированным соотношением меди и серебра. С целью снижения накопления цинка, никеля в растворе часть электролита выводили на самостоятельную переработку.
Технологические аспекты переработки ломов с выделением меди электролизом из растворов от их выщелачивания были описаны аме риканскими исследователями Т Скрап обрабатывают раствором кислоты (125—200 г/л) при температуре 52—57° С, чередуя кратко временные, в течение 1—2 мин, орошения с продувкой (около 3—4 мин) горячим (82° С) воздухом. После нескольких циклов (содержание меди за 1 оборот увеличивается на 10—30 г/л) раствор выводят на очистку от олова, а затем выделяют медь электролизом с нераствори мым анодом. Плотность тока принимают с учетом прогрессирующего
снижения |
концентрации |
меди: |
|
|
|
|
Плотность тока, |
А/м2 . . . . |
290 |
145 |
73 |
|
Содержание Си в растворе, г/л |
15 |
10 |
5 |
|
Несмотря |
на н и з к и й в ы х о д п о току |
(—50%) в |
последних ваннах |
||
электролитическое осаждение оставшейся меди оказывается эконо мичнее, чем использование цинковой пыли. После охлаждения элек тролита до 35° С и тонкой очистки от меди его направляют на электро литическое осаждение цинка. Отработанный электролит возвращают на растворение скрапа.
Оценивая схемы переработки вторсырья с получением катодной меди, можно заключить, что известные способы непосредственного электролитического рафинирования лома существенно осложнены из-за наличия окисляющихся примесей в сырье и нуждаются в тех нологической и аппаратурной доработке. Схемы с предварительным растворением скрапа, очисткой раствора и электролитическим выде лением меди представляются более рациональными. Необходимо отметить, что в обоих случаях весьма осложняется извлечение цинка из получаемых после электролиза кислых растворов, что ограничи вает и выбор сырья..
Австрийскими металлургами был исследован способ переработки ломов с использованием растворов азотной кислоты и последующим
селективным высаливанием металлов в |
виде сульфатов [407].1 |
1 Пат. (США), № 3014850, 1961; № 3054736, |
1962. |
14 С. С. Набойченко |
209 |