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

Дрическую ванну, в Которой устанавливали свинцовый анод диа­ метром 76— 102 мм, катод располагали внутри анода.

Вскрытие медных концентратов методом сульфатизации испыты­ вали на опытной установке фирмы «Анаконда» [424—426]. Для вы­ деления меди из растворов после выщелачивания сульфатизированного продукта их насыщают сернистым газом, а затем обрабатывают 98%-ным HCN при температуре 45—70° С. При этом осаждается циа­ нид меди, который после сушки прокаливали при 300—400° С в атмосфере водорода с получением чистой меди и оборотной синиль­ ной кислоты.

Другим вариантом извлечения меди из растворов, получаемых после выщелачивания сульфатизированного продукта, является экстракция (LIX—64) с последующим - электролизом.

Для переработки вкрапленных сульфидных руд, содержащих 1,7% Си, была проверена технология, включающая окислительный обжиг с последующим выщелачиванием огарка и электролитическим выделением меди из раствора [427]. Из остатков от выщелачивания получали губчатое железо, пригодное для обезмеживания отработан­ ных растворов. Фирма «Гекла Маннинг Ко» предполагает пуск за­ вода близ Лэйкшо по этой схеме в 1974 г.

Солевое выщелачивание

Непосредственное выщелачивание сульфидных медных концен­ тратов растворами хлорного железа (способ Пайка) было испытано в полупромышленном масштабе в 1925—1926 гг. Способ Пайка включал следующие основные операции [1, с. 137—41]:

1) агитационное выщелачивание концентрата кипящим раство­ ром хлоридов железа, содержащим 40—50 г/л Fe3+ и 50—60 г/л Fe2 + с последующим восстановлением железа в пульпе пирротиновой рудой;

2)цементацию из раствора последовательно серебра (металли­ ческой медью) и меди (железным скрапом);

3)осаждение сероводородом остатков цветных металлов с полу­ чением оборотного Ъульфидного продукта и раствора хлористого железа, содержащего 12% FeCl.,;

4)выделение электролизом железа из раствора после дополни­

тельной очистки, регенерируя растворитель для выщелачива­ ния.

При выщелачивании извлекали около 91% Си, 84% Ag, 83% Fe; в нерастворимом остатке содержится до 75% элементарной серы от исходного количества и концентрируется золото.

Идеи способа Пайка получили дальнейшее развитие в работах А. Л. Цефта с сотрудниками [428—430]. Авторы предлагали медные концентраты обрабатывать подкисленными (15—20 г/л кислоты) растворами сульфата или хлорида меди при температуре 160— 180° С. В результате обменных реакций железо переходило в раствор, после очистки которых его извлекали электролизом. Обогащенный медный осадок выщелачивали оборотными растворами хлорида или сульфата

224

трехвалентиого железа при 100— 105° С. Медьсодержащий раствор подвергали электролизу.

медь осаждали железом, а раствор направляли на извлечение со­ путствующих элементов.

Горным Бюро (США) способ солевого выщелачивания был зна­ чительно усовершенствован применительно к переработке халько

Электролиз

Хлор

Рнс. 72. Технологическая схема солевого выщелачивания халькопнрлтного кон­ центрата

Технологическая схема процесса приведена на рис. 72. Исход­

вали при 106° .С раствором, в котором отношение концентраций FeCl3 : CuFeS2 составляло 2,7. После 2 ч выщелачивания в раствор извлекалось до 99,9% Си, 73,3% Fe, 33% Мо, 61% Ag, полностью

массы концентрата. В остатке содержалось 0,06% Си; 16,5% Fe; 69,2% Бобщ (в том числе 50,3 S°) и полностью золото, присутст­ вующее в концентрате.

Поскольку при электроэкстракции меди получались дендритные осадки и имел место низкий выход по току, перешли на цементацион­

ное выделение меди губчатым железом. Осадитель вводили в коли­ честве, меньшем стехиометрического, чтобы уменьшить расход кис­ лоты и получить качественный осадок меди.

Железосодержащий раствор охлаждали для выделения кристал­ лов FeCl2-/iH.20, после прокалки которых при 500° С получали про­ дукт, содержащий 70% Fe; 0,08% Си; 0,37% С1.

Маточный раствор в течение 0,5— 1,0 ч обрабатывали хлором, подаваемым под избыточным давлением 14 кПа (0,14 ат). В резуль­ тате этой операции регенерировали растворитель, который возвра­ щали на выщелачивание концентрата.

Серусодержащий остаток обрабатывали тетрахлорэтиленом для извлечения элементарной серы; количество ее составляло 62,5% от содержания сульфидной серы в исходном концентрате.

Остаток после удаления элементарной серы подвергали цианиро­ ванию. После 24-ч обработки при Ж : Т = 3, расходе 1,82 кг NaCN, 0,91 кг СаО в расчете на 1 т остатка в раствор извлекали 96% Аи

и72% Ag.

Снекоторыми изменениями, касающимися извлечения меди и со­

путствующих элементов, подобная технология предложена япон­ скими металлургами.1

Автоклавное аммиачное выщелачивание

Фирмой «Шерритт Гордон» (Канада) в полупромышленном мас­ штабе испытана аммиачная технология переработки халькопиритного концентрата и сульфидного концентрата, полученного при осаждении меди сероводородом [100]. Технологическая схема (рис. 73) во многом идентична применяемой в промышленном мас­ штабе для переработки флотационного никелевого концентрата, а позднее и никелевого штейна.

Конечная продукция представлена высокочистым медным порош­ ком и сульфатом аммония. Составы основных продуктов приведены в табл. 36. Обработку пульпы концентрата с плотнЪстью 20% вели при температуре 94° С и давлении воздуха 700 кПа (7 ат) в гори­ зонтальном автоклаве излетали 316ELC. За 12 ч в раствор извле­ кается 98% Си, 90% Со, 92% №. При сгущении пульпы использо­ вали Сепаран НП-10, Полиокс, Аэрофлок-550, раствор подвергали окислению и гидролизу (оксигидролизу) для разрушения политионатов и сульфамата. Операцию оксигидролиз проводили в герме­

70 мин.

После корректировки раствора его обрабатывали водородом при

226

Таблица 36

Типичный состав исходных материалов и продуктов переработки халькопиритного концентрата

*1 По расчету.

*2 Содержание политионатов в растворе 0,3 г/л.

*э Нерастворимый остаток — 0,02%, 0,03% С, потери при прокаливании порршка

ватмосфере водорода — 1,1 %.

**Нерастворимый остаток — 0,02%,- 0,03% С* потерн при прокаливании порошка

ватмосфере водорода — 0,2%.

228