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

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 16.10.2024

Просмотров: 97

Скачиваний: 0

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

Солевое выщелачивание [464]

Руду, содержащую 2,95% Си; 4,2% Zn; 35,5% Fe; 43,5% S;

0,68% Pb, обрабатывали в две стадии при

106° С в течение 6 ч рас­

твором,

в котором концентрация

железа

составляла 100

г/л Fe3 +

и 50 г/л

Fe2+ при Ж : Т = 2,7.

В раствор извлекалось

97,5% Си

и 98,5%

Zn.

 

 

 

После выделения меди и серебра цементацией остающиеся цвет­ ные металлы осаждали сероводородом, а железосодержащие рас­ творы направляли на электролитическое выделение железа. Суммар­ ное извлечение меди в цементный осадок около 97,4%.

Автоклавные схемы

В 1953—1957 гг. С. И. Соболь с сотрудниками доказали прин­ ципиальную возможность комплексной переработки медно-цинковых материалов с использованием автоклавного аммиачного выщелачи­

вания [209].

 

Результаты полупромышленных испытаний во многом подобной

технологии1 опубликованы фирмой

«Шерритт Гордон» (Канада)

в работе [465]. На основании этих

исследований предполагалось

построить завод на Филиппинах для переработки медно-цинковых концентратов по аммиачной схеме, о чем сообщалось в работах [466— 471 ]. Особенность технологической схемы — непосредственное полу­ чение из медного порошка мелкосортного проката (полос, трубок, лент, прутков) и высокая рентабельность, несмотря на небольшой объем производства.

Пульпу концентратов,

приготовленную из расчета получения

в конечном растворе 65 г/л

Си, 200 г/л (NH4)2S04

[при отношении

концентраций NH3 : (Си +

Zn) равном 4,5—5,0],

обрабатывают

в горизонтальном четырехкамерном автоклаве при температуре 83° С и давлении воздуха 770 кПа (7,7 ат). За 9 ч выщелачивания извле­ кается 95,6% Си, 80% Zn, 58% S.

В конечную пульпу вводят сепаран АР-30 (36 г/т концентрата), что обеспечивает скорость отстаивания 16,5 см/ч. После фильтрации [скорость фильтрации 29щг7(м2-ч) ] осадок промывают и направляют на цианирование для извлечения благородных металлов.

После осветления верхнего слива отгоняют избыточный аммиак [до NH3 : (Си + Zn), равном 3,4] и подвергают раствор окислению

и

гидролизу при избыточном давлении воздуха 4200 кПа

(42 ат)

и

температуре 246° С.

 

г/л Си,

 

На осаждение меди поступает раствор, содержащий 65

18 г/л Zn, 300 г/л (NH4)2S04 (при NH3 : Си =

2,6 после предвари­

тельного подкисления). В раствор вводят 0,25

г/л препарата «акри-

зол А-3», операцию проводят при рн32б = 4,2 МПа, (42 ат) и 205° С. Средняя скорость осаждения меди 0,85 г/(л-мин). Цикл восстановле­

1 Пат. (ФРГ), № 1160623, 1963.

238


ния включает две уплотнительные операции. Внутренняя поверх­ ность автоклава была плакирована сталью «Карпентер-20».

После промывки порошка и фильтрации (остаточная влажность 10—20%) его обрабатывают в токе водорода при 650° С. Спек по­ рошка дробят до крупности —0,15 мм.

Раствор

после осаждения меди подкрепляют аммиаком до

NH3 : Zn =

3,5 и обрабатывают углекислым газом при избыточном

давлении его 700 кПа (7 ат) и температуре 37° С. При этом за 2 ч до 90% Zn и 20% Си осаждается в виде основного карбоната. После его растворения в оборотном электролите и очистки раствора цинк выделяли электролизом.

До 98% Си и 89% Zn, остающихся в растворе, осаждают серо­ водородом при 33° С в течение 1 ч, в результате чего получается обо­ ротный продукт и раствор сульфата аммония, последний направляют

на производство сульфата аммония.

 

 

 

 

39.

Типичные составы основных продуктов приведены в табл.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а 39'

 

Химический состав концентрата и продуктов его переработки

 

 

 

по схеме с аммиачным выщелачиванием

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

о

О

О

 

 

 

 

 

 

 

 

0

V)

 

 

 

 

 

 

 

 

 

О

 

5 |

Продукты

Си

Zn

Fe

s

о

о

X

 

 

 

 

 

 

 

со

со

x l

 

 

 

 

 

 

 

X

2

2

 

 

 

 

 

 

 

2

2

 

Z2.

Концентрат, % . . .

20,5

6,8

24,6

33,4

Раствор:

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

до выщелачива-

7,9

 

 

 

 

25,5

230

 

ния,

г/л . . .

5,1

. 72,3

после

выщелачи-

64,2

 

 

 

150,0

101,0

188

5,9

вания *,

г/л

18,1

Нерастворимый

оста-

1,34

2,26

38,1

22,1

 

 

 

 

ток, % .....................

 

 

 

 

Раствор:

осаждени-

 

 

 

 

 

 

 

 

перед

 

17,6

 

 

148,0

44,8

200,0

2,6

ем меди, г/л

63,7

после

осаждения

1,26

16,5

 

 

154,0

9,9

562,0

 

меди, г/л

 

Медный порошок, % ■**

99,85

0,013

0,004

0,016

Раствор после осажде-

1,04

1,6

129,0

8,0

480,0

 

ния цинка,

г/л . . .

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Кек основного карбо-

0,7

50,8

0,13

0,1

0,5

 

 

 

ната цинка, % . . .

 

_

 

Оборотный

медно-

26,6

31,8

 

 

 

 

 

 

цинковый кек,

%

 

-

 

 

 

 

Сульфат

аммония

0,003

0,01

0,005

~

 

 

 

кристаллический, %

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

~

*В растворе 13,5 г/л сульфамата.

**Потери при прокаливании в атмосфере водорода 0,1%.

239>


По проекту стоимость предприятия составила 23 млн. дол.; предполагалось выпускать 13 тыс. т меди, 4,1 тыс. т цинка, 80 тыс. т сульфата аммония. Обслуживающий штат около 1000 человек.

Японские металлурги 1472 ] предложили несколько иные условия для автоклавного аммиачного выщелачивания медно-цинковых кон­ центратов, содержащих 18,57% Zn, 9,75% Си. При 115° С, концен­

трации в растворе 110 г/л NH3, ро’.f = 1 МПа (10 ат) за 3 ч достигнуто извлечение 91% Си; 88,5% Zn. Выщелачцвание при 150° С позво­ ляет повысить извлечение цинка до 91%.

Близкие к описанным параметры автоклавного аммиачного вы­ щелачивания были предложены в работе [473] для переработки

•свинцово-цинково-медного концентрата, содержащего 6,5% РЬ, 6,36% Zn, 2,16% Си. За 4 ч в раствор извлекается до 97% Си, Ag, Т1 и 80% Zn. Выщелачивание проводили при 120° С, 10% твердого

.в пульпе и избыточном давлении кислорода в автоклаве 400 кПа (4 ат). При аммиачном выщелачивании достигается высокое извлечение меди в раствор, что делает предпочтительным его применение для медистых медно-цинковых концентратов. Извлечение цинка на 10—

:20% ниже, чем меди.

В работах1 [474] показана возможность извлечения в раствор до 95—98% Zn и 94—96% Си при окислительном выщелачивании медно-цинковых концентратов.

При переработке медно-цинковых материалов особенно с невысо­ ким содержанием меди и цинка по схемам, определяющим совместный перевод этих металлов в раствор, возникает ряд трудностей при их селективном извлечении.

Металлурги Горного Бюро (США) для этой цели предложили 12 схему с использованием экстракции [475]: после очистки от железа цинк экстрагируют кальциевой солью ди-2-этилгексилфосфорной кислоты (20% ЭГФК, 5% изодецилового спирта, 75%. керосина), осуществляя непрерывную корректировку кислотности (добавляют около 21 г извести на 1 л раствора). Этим же экстрагентом извлекают и медь. После реэкстракции обогащенные растворы направляют на электролитическое выделение.

При автоклавном выщелачивании первичные сульфиды цинка и меди вскрываются с различной скоростью. Поэтому представляет интерес вариант сернокислотного выщелачивания медно-цинковых материалов с селективным переводом в раствор только цинка и кад­ мия. Возможность такого ведения процесса, по данным работ [476— 477], доказана для медно-цинкового концентрата и промпродукта. Этому вопросу посвящены и другие работы [478—479]. При 100— 105° С, отношении концентраций H 2S04 : Zn = 0,9-н1,1, Р 0 2 = = 300-^500 кПа (3—5 ат) за 4—5 ч в раствор извлекается до 92— 94% Zn и не более 10—20% Си. В результате последующей опера­ ции гранулирования (при 140—160° С в течение 40—60 мин) прак­ тически нацело осаждается медь. Получаемые растворы после очистки

1

Пат. (ЧССР), № 102369,

1962.

2

Пат. (США), № 3573182,

1968.

'.240


от железа направляют в цинковое производство, а медьсодержащий кек — на медеплавильный завод. Указанный вариант представляет интерес для переработки коллективных концентратов и промпро-

дуктов.

Из других гидрометаллургических способов вскрытия медно­ цинковых сульфидных материалов следует отметить схемы с исполь­ зованием азотнокислых [17], солянокислых растворов и полухлористой серы [480]. Наряду с высокими показателями по извле­ чению меди и цинка в раствор в значительном количестве переходит железо, свинец, отдельные элементы пустой породы. Рекомендован­ ные технологические схемы весьма сложны в части селективного извлечения цветных металлов, регенерации растворителя, аппара­ турного оформления. Поэтому их разработка до настоящего времени не вышла за рамки лабораторных испытаний.

Имеются сообщения 1 о положительных результатах сернокислот­ ного выщелачивания медно-цинковых концентратов в присутствии бактериальной культуры Th. ferrooxidans. Операцию рекомендуют проводить при 30—35° С, pH = 1,5-^3,5 в атмосфере кислорода (21—60% О2) и углекислого газа (0,1— 10,0% СО2), используя тонкоизмельченный концентрат (—0,044 мм).

ПЕРЕРАБОТКА МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ И ШТЕЙНОВ

Схема с применением обжига

Медно-никелевые файнштейны на заводе в Кристианзанде (Норве­ гия, фирма «Фолкенбридж») перерабатывали по комбинированной схеме («Хибинетт-процесс)12 [481]. Поступающий материал, содер­ жащий 48% Ni, 27% Си, 22% S, 0,06% Со, 0,9% Fe, 0,13% As, 0,06% Pb, 0,04% Se, подвергали дроблению до крупности —51 мм и обжигали, при 800° С. Отходящие газы очищали с последующим получением сернистого газа в жидком состоянии.

Огарок выщелачивали в пачуках, пульпу разделяли в гидро­ циклонах. Раствор после контрольной фильтрации направляли на электролитическое выделение меди. Отработанный электролит воз­ вращали на выщелачивание огарка. Нерастворимый остаток,, в ко­ тором отношение концентраций Ni : Си = 5, плавили на аноды, используемые для получения электролитного никеля.

Показатели процесса, схема которого приведена на рис. 76, во многом зависят от результатов обжига. При обжиге сульфиды меди переходят в кислоторастворимую форму (окислы никеля, железа, кобальта характеризуются пониженной растворимостью). Одновре­ менно часть меди и никеля образует твердые растворы с пониженной растворимостью; доля твердого раствора возрастает с повышением температуры обжига.

1 Пат. (США), № 3607235, 1971.

2 Пат. (США), № 805555, 805969, 1905.

16 С. С. Набойчеико

241


Штейн

1 J

 

 

 

 

Оожиг

 

 

 

 

Газы

0,~\aj

 

 

 

J

 

трок

 

 

 

I

 

-

о

^

 

Очист ка

Выщелачивание

 

„ Г

3

Остаток

Раствор

Пыль

Газы

На производство

 

 

1

 

жидкого SO,

 

 

 

Электролиз Си

 

 

 

\----------

--------- \

В производство NL

 

 

Си катоды

Отработанный

 

 

 

 

 

электролит

Си цементная

Со-кек

 

 

I 4-----

 

 

 

 

H i кат одны й

 

 

Регенерация

 

 

 

 

J

1

 

 

 

 

Маточный раствор H i купорос

_________ j

Рис. 76. Принципиальная схема переработки медно-никелевых штейнов по способу Хибннетта

 

 

Измельченны й траинштейн

 

н2+hzs |

- 2S2jp H i} 275г/л н а -

В ы щ ел ачивание Hi

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

т

^

 

 

Извлечение серы

 

 

 

Фильтрация

 

 

 

 

Раствор

 

Твердое

 

 

SO,

Воздух-

Г

 

 

1 * ---------

 

- Окисление

 

 

Обжиг

 

 

:

1

 

 

~

Г

 

Hz S04

 

Экст рбкцил

 

ВыщелачиВание Си -

 

 

Экстракция *CoClz

 

Фильтрация

 

НС1

Кристаллизация

 

Твердое

Раствор

 

 

 

 

 

 

т

 

Рафинированиег

-----1

 

Центрифугирование

Электролиз

 

Раствор

Кристаллы

 

 

 

 

 

I

г,

, ■< --■

1

 

 

 

 

 

УдалениеНС1

Извлечение Hi

 

 

 

---- у=---- твор |

 

 

 

 

 

 

 

Абсорбция

 

 

Металлы _

 

 

Оборотная кислота

 

Никель

 

платиновой

 

Медь

 

 

 

группы

 

 

Рис. 77. Солянокислотная

схема

переработки

медно-никелевого

фаПнштеПпа

 

242