Медный кек


способ очистки от хлора сульфатных цинковых растворов - патент РФ 2372413

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при способе очистки от хлора цинк-сульфатных растворов, полученных при сернокислотном выщелачивании вторичного цинкового сырья, содержащего хлор. Способ включает осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь. В качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. При этом медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л. Техническим результатом является снижение расхода текущего медного кека на очистку цинк-сульфатных растворов от хлора и уменьшение затрат на эту операцию. 1 з.п. ф-лы, 1 табл.

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при удалении хлора из цинк-сульфатных растворов, получаемых при сернокислотном выщелачивании вторичного цинкового сырья, содержащего хлор.

Известен способ удаления хлора из цинк-сульфатных растворов, включающий дозировку сульфата меди и осаждение хлор-иона в виде труднорастворимого осадка CuCl. В качестве восстановителя меди (2+) до меди (+) используют порошки металлического цинка, алюминия, магния или железа (Заявка 60-228628, Япония. Заявл. 25.04.84, № 59-81880, опубл. 13.11.85. МКИ С22В 19/26).

Недостатком указанного способа является использование дорогостоящих металлических порошков для восстановления двухвалентной меди до одновалентной, которая с хлор-ионом образует нерастворимое соединение.

Наиболее близкий по технической сущности и достигаемому результату является способ удаления хлора из цинк-сульфатных растворов, включающий осаждение хлор-иона в медно-хлорный кек путем дозировки в цинк-сульфатный раствор медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь (см. Сыроешкин М.Е., Юмакаев Ш.И. Переработка вельц-окислов, шлаковозгонов и свинцовых пылей на свинцово-цинковых заводах. М.: Металлургия. - 1972. - с.88. - С.48-57).

Недостатком указанного способа является высокий расход медного кека, получаемого после выщелачивания медно-кадмиевого кека - продукта очистки растворов от меди, кадмия и других примесей цинковой пылью. При этом медный кек используется как для первоначального получения медьсодержащего раствора, которым создается концентрация меди в цинксодержащем растворе на уровне 3-5 г/л, так и непосредственно на операции медно-хлорной очистки. В то же время количество получаемого медного кека на цинковых заводах ограничено, а сбыт медно-хлорного кека затруднен.

Техническим результатом данного изобретения является снижение расхода текущего медного кека на очистку сульфатных цинковых растворов от хлора и уменьшение затрат на эту операцию. Указанный результат достигается тем, что в способе очистки от хлора сульфатных цинковых растворов, полученных после сернокислотного выщелачивания окисленного вторичного цинкового хлорсодержащего сырья, включающем осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь, в качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. Другим отличием является то, что медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л.

Способ осуществляется следующим образом.

В сульфатный цинковый раствор (цинка 100-150 г/л, хлора 0,5-10 г/л, Н2SO4 10-40 г/л), полученный после выщелачивания окисленного вторичного хлорсодержащего сырья, добавляется медный кек состава, %: цинк 10-14; медь 45-60, содержащий металлическую медь, в количестве 10-15 к 1 массы медного кека к массе хлора в растворе. Пульпа нагревается до 60-65°С, после чего закачивается медьсодержащий раствор (20-40 г/л меди), образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, получаемого после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. Концентрация меди в растворе при проведении операции медно-хлорной очистки должна составлять 3-4 г/л. Операция медно-хлорной очистки длится от 30 до 60 мин. После этого пульпу направляют на сгущение, а затем нижний слив фильтруют и полученный медно-хлорный кек направляют на растворение в щелочном растворе (50-75 г/л NaOH) при температуре 50-60°С, Ж:Т=6: 1, продолжительности процесса 6-8 час. По окончании процесса пульпа фильтруется. Фильтрат, содержащий, г/л: хлора 15-20; меди 0,05-0,1; цинка 0,5-1 направляется на известковую очистку совместно с заводскими стоками, а отмытый медный кек - твердый остаток, содержащий, %: меди 60-65; цинка 1,0-1,5; свинца 1,5-2,0; хлора <0,5, поступает на выщелачивание в отработанном электролите (Zn - 45-55 г/л; h3SO 4 - 150-165 г/л) с получением раствора медного купороса (20-40 г/л), который используют на операции медно-хлорной очистки.

Предложенный способ испытан в промышленных условиях.

Испытания показали, что очистка от хлора сульфатных растворов цинковых, включающая осаждение хлор-иона в медно-хлорный кек при использовании в качестве медьсодержащего раствора, образующегося при выщелачивании твердого остатка, получаемого после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия при ее концентрации 50-75 г/л, позволяет снизить расход текущего медного кека на очистку цинк-сульфатных растворов от хлора и уменьшить затраты на эту операцию.

Пределы изменения концентрации гидроксида натрия 50-75 г/л в исходном растворе связано с тем, что при концентрации NaOH ниже 50 г/л снижается степень перехода хлора в раствор, а при концентрации выше 75 г/л возрастает переход в раствор меди, цинка и свинца, что увеличивает затраты при известковой очистке стоков завода.

Проверку способа осуществляют следующим образом.

5 л раствора после сернокислотного выщелачивания вторичного цинкового сырья следующего состава, г/л: цинка 125; хлора 2,4; h3SO4 25 заливали в реактор. Добавляли 145 г медного кека состава, %: медь 56,7; цинк 11,2. Соотношение массы медного кека, полученного из медно-кадмиемого кека, к массе хлора в растворе составляло 12: 1. Пульпы нагревали до 60°С и после этого заливали раствор медьсодержащего раствора, полученного при переработке медно-хлорного кека от предыдущей операции медно-хлорной очистки. Параллельно проводили опыты, добавляя раствор медного купороса, полученного после серно-кислотного выщелачивания медного кека.

Для получения медьсодержащего раствора был использован медно-хлорный кек состава, %: медь 60,7; железо 0,28; цинк 1,35; свинец 2,2; хлор 8,1. Медно-хлорный кек в количестве 60 г растворяли в щелочном растворе при исходной концентрации NaOH 65 г/л и Ж:Т=6:1, температуре 60°С в течение 6 час. По окончании проведения операции пульпу фильтровали. Отмытый медный кек состава, %: медь 62,8; цинк 1,2; хлор 0,45 выщелачивали в отработанном электролите (цинк 45 г/л, серная кислота 160 г/л) при постоянном барботировании воздуха в течение 8 час при температуре 65°С. При этом было получено 0,750 л медьсодержащего раствора с концентрацией меди 25,0 г/л. Весь объем раствора подали на стадию медно-хлорной очистки, что позволило поднять концентрацию меди в растворе на этой стадии до 3,2 г/л. Для получения раствора с концентрацией меди 25 г/л затратили в известном способе 60 г текущего медного кека.

Операция медно-хлорной очистки проходили 50 мин. Содержание хлора в растворе было снижено до 150 мг/л.

В таблице приведены сравнительные данные проверки известного и предлагаемого способов очистки от хлора сульфатных цинковых растворов.

Таблица
Сравнительные данные способов очистки раствора от хлор-иона. Исходный объем раствора после сернокислотного выщелачивания вторичного цинксодержащего сырья - 5 л
СпособыДозировка медного кека, г Дозировка раствора с содержанием Сu 25 г/л, мл Расход текущего медного кека на операцию медно-хлорной очистки, г/л хлорсодержащего раствора Содержание хлора в очищенном растворе, мг/л
Предлагаемый145 750 29165
Известный 145750 41170

Как видно из полученных данных, использование предлагаемого способа очистки от хлор-иона сульфатных цинковых растворов позволяет снизить расход текущего медного на операцию медно-хлорной очистки с 41 до 29 г/л. При дефиците на предприятии текущего медного кека по сравнению с объемами перерабатываемого хлорсодержащего цинкового сырья предлагаемый способ снижает затраты на приобретение товарного медного купороса.

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

1. Способ очистки от хлора сульфатных цинковых растворов, полученных после серно-кислотного выщелачивания окисленного вторичного цинкового хлорсодержащего сырья, включающий осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь, отличающийся тем, что в качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при серно-кислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л.

www.freepatent.ru

способ получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна - патент РФ 2415956

Изобретение относится к способу получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна. Способ включает выщелачивание хлоридным раствором при подаче хлора, очистку раствора от меди с получением медного сульфидного кека, выделение концентрата драгоценных металлов и электроэкстракцию никеля из раствора. Перед выщелачиванием файнштейн разделяют на сульфидную и металлизированнуюю фракции. Выщелачиванию хлоридным раствором при подаче хлора подвергают сульфидную фракцию. Очистку раствора от меди с выводом ее в медный сульфидный кек осуществляют путем добавления получаемой при разделении файнштейна металлизированной фракции в полученную при выщелачивании пульпу. После очистки раствора от меди осуществляют очистку раствора от железа, цинка и кобальта. Медный сульфидный кек обжигают, полученный огарок выщелачивают. Раствор отправляют на электроэкстракцию меди, а из остатка флотацией выделяют концентрат драгоценных металлов и камерный продукт. Технический результат заключается в снижении материальных затрат, эксплуатационных расходов и потерь цветных и драгоценных металлов. 1 з.п. ф-лы, 2 ил.

Рисунки к патенту РФ 2415956

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к получению катодного никеля и концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья.

Известен способ производства электролитного никеля из медно-никелевого файнштейна [Ю.В.Баймаков А.И.Журин. Электролиз в гидрометаллургии. - М.: Металлургия, 1977, с.201], включающий флотационное разделение медленно охлажденного и измельченного файнштейна на медный и никелевый концентраты, окислительный обжиг никелевого концентрата, восстановление огарка, плавку на аноды, электролитическое рафинирование и переработку анодного шлама до концентратов драгоценных металлов. Недостатками способа являются значительное количество пирометаллургических переделов, обусловливающее высокие эксплуатационные расходы и потери металлов; высокие эксплуатационные затраты при электролизе с растворимыми анодами, большой объем оборотных продуктов.

Известен способ производства электролитного никеля, включающий флотационное разделение файнштейна на медный и никелевый концентраты, окислительный обжиг никелевого концентрата, восстановление закиси никеля, выщелачивание восстановленной закиси никеля хлоридным раствором при подаче хлора с получением коллектирующего драгоценные металлы остатка, очистку растворов выщелачивания последовательно от железа, меди, кобальта, электроэкстракцию никеля (патент РФ № 2303086). Недостатком способа является сохранение большого числа пирометаллургических переделов переработки файнштейна, обусловливающее высокие эксплуатационные расходы и потери металлов.

Известен способ хлорного выщелачивания файнштейна и очистки от меди раствора выщелачивания (патент США № 3880653), согласно которому регулированием окислительно-восстановительного потенциала достигается селективный перевод в раствор никеля из медно-никелевого файнштейна. Медь из раствора осаждают в пульпе выщелачивания добавлением свежей порции того же файнштейна. Недостатком способа является невысокое сквозное извлечение никеля в раствор (на уровне 80%) и получение содержащего драгоценные металлы медного сульфидного кека с низким отношением содержаний меди и никеля, определяющим значительный оборот никеля через медное производство и связанные с ним потери и передельные затраты.

Наиболее близким техническим решением является способ селективного выщелачивания никеля из медно-никелевого файнштейна с последующим осаждением меди из раствора выщелачивания путем добавления свежего файнштейна. Способ представлен в вариантах комбинаций последовательных процессов, реализуемых при атмосферном давлении и в автоклавах (патент США № 4828809). Автоклавные стадии процессов выполняют при температуре 135-150°С и давлении 4 атм. В результирующих твердых продуктах, коллектирующих драгоценные металлы, содержание меди составляло 54-57%, никеля - 1,1-5,5%, остаточное содержание меди в растворе - 0,05-0,2 г/дм3. Недостатком способа является многостадийность переработки сырья с применением сложного дорогостоящего реакционного оборудования и значительный объем фильтрования пульп.

Задачей настоящего изобретения является снижение материальных затрат, эксплуатационных расходов и потерь при производстве электролитного никеля и концентрата драгоценных металлов за счет выделения и раздельной переработки сульфидной и металлизированной фракций файнштейна.

Технический результат достигается тем, что в предлагаемом способе получения никеля и концентрата драгоценных металлов, включающем выщелачивание хлоридным раствором при подаче хлора, осаждение меди из раствора с получением медного сульфидного кека, выделение концентрата драгоценных металлов, электроэкстракцию никеля из раствора, переработку медного сульфидного кека в медном производстве, согласно изобретению перед выщелачиванием файнштейн разделяют на сульфидную и металлизированную фракции, выщелачиванию хлоридным раствором при подаче хлора подвергают сульфидную фракцию, осаждение меди с выводом ее в медный сульфидный кек осуществляют путем добавления получаемой при разделении файнштейна металлизированной фракции в полученную при выщелачивании пульпу, медный сульфидный кек обжигают, полученный огарок выщелачивают, раствор отправляют на электроэкстракцию меди, а из остатка флотацией выделяют концентрат драгоценных металлов и камерный продукт, перед электроэкстракцией никеля осуществляют очистку раствора от железа, цинка, меди и кобальта.

Полученный при флотации камерный продукт восстанавливают, подвергают магнитной сепарации, и магнитную фракцию возвращают на очистку раствора от меди в качестве восстановителя.

Последовательность переделов технологической схемы получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна согласно заявляемому способу представлена на фиг.1.

На стадии растворения в раствор переходит значительная доля содержащегося в сульфидной фракции никеля и часть меди, а связанная с ними сульфидная сера окисляется до серы элементарной. На стадии осаждения меди достигается глубокое извлечение в раствор никеля из металлизированных продуктов, получаемых при производстве и разделении файнштейна, с восстановлением элементарной серы и осаждением меди из раствора в сульфиды.

В качестве металлизированных продуктов могут быть использованы металлизированная фракция, выделяемая при разделении файнштейна, и/или металлизированные продукты (файнштейн, штейн), получаемые при переработке сульфидных руд.

Суммарные окислительно-восстановительные реакции, протекающие при растворении, обобщенно описываются следующими уравнениями:

Суммарные окислительно-восстановительные реакции, протекающие при осаждении меди, обобщенно описываются следующими уравнениями:

Окислительно-восстановительный потенциал пульпы, задаваемый соотношением скоростей подачи хлора и сульфидной фракции файнштейна, выбирают таким, чтобы обеспечить максимально полное протекание реакций (1) и (2) и ограничение растворения сульфида меди частичным протеканием реакции (3) с минимальным дальнейшим окислением образовавшегося ковеллина по реакции (4). Тем самым сокращают расход осадителя - металлизированной фракции файнштейна - на очистку от меди.

Пульпу выщелачивания без разделения фаз направляют на осаждение меди. В качестве реагентов в процессе участвуют образовавшаяся в процессе выщелачивания сера и металлизированный осадитель (металлизированная фракция файнштейна). Ионы Cu2+ восстанавливаются до Cu + по реакции (5), и затем переводятся в сульфид по реакции (6). В полученном кеке коллектируется остаток растворения сульфидной фракции файнштейна, содержащий невскрытые сульфиды цветных металлов и железа и благородные металлы. Кроме того, в кек осаждаются перешедшие в раствор благородные металлы, что делает передел осаждения меди барьером для потерь благородных металлов на переделах очистки раствора и электроэкстракции.

Медный кек после отмывки отправляют в медное производство, где подвергают окислительному обжигу, в ходе которого сульфиды металлов переводят в оксиды, а серу сульфидов и элементарную серу - в сернистый газ, направляемый на производство серной кислоты. Огарок обжига выщелачивают в оборотном растворе электроэкстракции меди. Раствор выщелачивания направляют на электроэкстракцию меди, а остаток - на флотационное выделение концентрата благородных металлов. Тем самым организуют канал вывода благородных металлов из схемы. Камерный продукт подвергают восстановительному обжигу. После магнитной сепарации, в результате которой из схемы выводят балластные составляющие, магнитную фракцию огарка восстановительного обжига возвращают в никелевое производство и вместе с магнитной фракцией файнштейна используют для очистки от меди раствора выщелачивания.

Такая организация процесса исключает необходимость обеспечения условий максимальной селективности извлечения в раствор никеля по отношению к меди на переделе выщелачивания хлоридным раствором при подаче хлора и максимальной глубины срабатывания осадителя на переделе очистки от меди. Соответственно, процессы растворения и осаждения реализуют без применения повышенного давления в относительно недорогом оборудовании. Регулированием потенциала процесса достигают обеспечения соотношения перехода меди и никеля в раствор, соответствующего балансу меди и металлов-осадителей на переделе осаждения меди. При снижении потенциала выщелачивания перевод меди и никеля в раствор снижается и образуется избыток металлического осадителя (магнитной фракции огарка восстановительного обжига), который может быть запасен либо растворен на переделе выщелачивания. При повышении потенциала выщелачивания перевод меди и никеля в раствор возрастает, и металлический осадитель оказывается в дефиците, покрываемом из ранее организованного запаса.

Осаждение меди происходит с участием не только никеля (реакции (5), (6)), но также кобальта и железа, находящихся в металлическом сплаве в составе металлизированной фракции файнштейна и в магнитной фракции огарка восстановительного обжига.

Перед электроэкстракцией никеля полученный после осаждения меди в медный сульфидный кек раствор подвергают гидролитической очистке от железа и кобальта и экстракционной очистке от меди и цинка.

В приведенных ниже примерах описаны варианты реализации изобретения.

В опытах выщелачивания хлоридным раствором при подаче хлора использовали немагнитную (сульфидную) фракцию от разделения файнштейна состава, %: Ni - 43,64; Сu - 27,67; Со - 1,14; Fe - 2,93; S - 24,23 фракции <0,071 мм.

В опытах очистки от меди - магнитную фракцию состава, %: Ni -56,43; Сu - 26,02; Со - 1,41; Fe - 3,43; S - 12,18 фракции 0,2 мм.

В сравнительном опыте 5 выщелачивание хлоридным раствором при подаче хлора и очистку от меди вели с использованием измельченного файнштейна состава, %: Ni - 45,36; Сu - 27,45; Со - 1,18; Fe - 3,00; S - 22,61 без магнитной сепарации. В опыте 12 в качестве осадителя использовали металлизированный файнштейн состава, %: Ni - 49,16; Сu - 36,95; Со - 0,24; Fe - 0,34; S - 12,2.

Пример 1

1,0 кг сульфидной фракции медно-никелевого файнштейна распульповали в 4,0 л хлоридного раствора состава, г/дм3: Ni - 66,2; Na - 19,6; НСl - 1,0 при температуре 95° С, и в пульпу начали подавать хлор. Потенциал раствора, снизившийся после загрузки твердого до уровня +100-+150 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения, в течение 20 минут поднялся до +430 мВ. В ходе опыта регулированием подачи хлора потенциал удерживали на этом уровне. Продолжительность опыта составляла 3 часа. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход остатка выщелачивания составил 36,5%, содержание Ni 5,6%, Сu 25,4%, S общей 64,6%, S элементарной 47%. Извлечение в раствор составило: Ni - 95,3%; Сu - 66, 5%. Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni - 170, Сu - 46.

Пример 2

В примере, аналогичном примеру 1, выщелачивание выполняли при потенциале 400 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 48,7%, содержание Ni - 10,0%, Сu - 38,2%, S общей - 48,5%, S элементарной - 22,3%. Извлечение в раствор составило: Ni - 88,8%; Сu - 32,7%, Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni-163, Сu - 22,6.

Пример 3

В примере, аналогичном примеру 1, выщелачивание выполняли при потенциале 375 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 63,6%, содержание Ni - 24,4%, Сu - 35,9%, S общей - 37,1%, S элементарной - 4,6%. Извлечение в раствор составило: Ni - 64,4%; Сu - 17,4%. Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni - 136, Сu - 12.

Пример 4

В примере, аналогичном примеру 1, выщелачивание выполняли при потенциале 470 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 24,2%, содержание Ni - 4,0%, Сu - 1,4%, S общей - 92,1%, S элементарной - 88,8%. Извлечение в раствор составило: Ni - 97,8%; Сu - 98,8%. Содержания в растворе выщелачивания, г/дм3: Ni - 173, Сu - 69.

Результаты определения извлечения никеля и меди в раствор в зависимости от потенциала выщелачивания приведены на фиг.2. Из данных примеров следует, что значимая селективность выщелачивания никеля по отношению к меди сохраняется до потенциала 430 мВ по хлорсеребряному электроду сравнения, а при потенциале ниже 400 мВ значительно снижается извлечение никеля в раствор, что определяет предпочтительный диапазон потенциалов реализации процесса выщелачивания.

Пример 5

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания измельченного не сепарированного файнштейна, полученную в опыте с параметрами по примеру 1, при перемешивании ввели 750 г (4,1 г/г меди в растворе) того же не сепарированного измельченного файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 105% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 20,1%, Сu - 41,9%, S общей - 34,2%, S элементарной - 6,1%. Извлечение в раствор из файнштейна на очистке от меди Ni - 36,4,8%; Со - 8,0%, Fe - 7,5%, суммарное извлечение на выщелачивании хлоридным раствором при подаче хлора и очистке от меди составило: Ni - 71,0%; Со - 50,2%; Fe -53,5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,11 г/дм3 .

Пример 6

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания сульфидной фракции медно-никелевого файнштейна, полученную в соответствии с примером 1, при перемешивании ввели 212 г (1,15 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 116% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 8,5%, Сu - 49,5%, S общей - 39,1%, S элементарной - 11,7%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni -69,8%; Со - 70,0%; Fe - 74,5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,07 г/дм 3.

Из примеров 5, 6 следует, что использование не разделенного на магнитную и немагнитную (сульфидную) фракции файнштейна на переделах выщелачивания хлоридным раствором при подаче хлора и очистки от меди определяет получение медного кека с отношением содержаний меди и никеля, равным 2,1, тогда как магнитная сепарация и использование металлизированной фракции на переделе очистки от меди определяет повышение этого соотношения до 5,8.

Пример 7

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, полученную в соответствии с примером 1, при перемешивании ввели 330 г (1,79 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 113,5% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 16,2%, Сu - 46,0%, S общей - 35,0%, S элементарной - 10,0%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 42,3%; Со - 70.0%; Fe - 74.5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,07 г/дм 3.

Пример 8

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, полученную в соответствии с примером 1, при перемешивании ввели 184 г (1,0 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 114% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 8,1%, Сu - 47,8%, S общей - 41,1%, S элементарной - 14,4%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 70,5%; Со - 70.0%; Fe - 74.5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 6,1 г/дм.

Пример 9

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, полученную в соответствии с примером 4, при перемешивании ввели 535 г (1,95 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна. Продолжительность опыта составляла 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 104,5% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 11,3%, Сu - 51,1%, S общей - 35,9%, S элементарной - 9,7%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 72,6%; Со - 70,0%; Fe - 74,5%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,12 г/дм 3.

Из примеров 7-9 следует, что перерасход осадителя (металлизированной фракции файнштейна) (пример 7) не повышает глубину очистки раствора от меди, но обусловливает ухудшение качества медного кека (повышенное содержание никеля). Недостаток осадителя (пример 8) не позволяет достичь требуемой глубины очистки раствора от меди. Выщелачивание сульфидной фракции файнштейна при высоком потенциале (пример 9) определяет глубокое извлечение меди в раствор и повышенное образование кислоты при окислении сульфидной серы до сульфатной, что обусловливает большой расход металлизированной фракции файнштейна.

Пример 10

1,0 кг промытого и высушенного медного кека, полученного в опыте с параметрами, соответствующими опытам по примерам 1 и 5, обожгли в воздушной атмосфере при температуре 950° С в течение 3 часов. Выход огарка составил 75,7% от массы кека. 700 г огарка выщелочили в 7 л медного раствора состава, г/дм 3: Сu - 35, Ni - 15, h3SO4 - 107 при температуре 70° С в течение 1 часа. Извлечение в раствор составило: Сu - 98%; Ni - 27%; Со - 27%; Fe - 2,7%. Выход остатка выщелачивания составил 16,4%. Остаток выщелачивания затем был подвергнут флотации с флотореагентом - бутиловым ксантогенатом - с получением флотоконцентрата благородных металлов (выход по массе составил 12,3%) и камерного продукта (выход по массе составил 87,7%). Извлечение благородных металлов во флотоконцентрат составило: Pt - 85%; Pd - 90%; Rh - 60%; Ru - 50%; Ir - 50%; Au - 80%; Ag - 90%. Извлечение в камерный продукт составило: Сu 80%; Ni - 97%; Со - 97%; Fe - 98%. Камерный продукт восстановили при температуре 800° С с использованием угля в качестве восстановителя, и огарок восстановительного обжига (выход 86,4%) подвергли магнитной сепарации для отделения не прореагировавшего угля и балластных составляющих. Выход магнитной фракции составил 81%, состав: Сu 2,0%, Ni - 56,6%; Со - 8,8%, Fe - 23,9%, S - 0,5%, O2 - 5,1%. Степень металлизации составила: Ni - 90%; Co - 80%; Fe - 70%.

Пример 11

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания, выполненного аналогично примеру 1, при перемешивании ввели 130 г (0,7 г/г меди в растворе) металлизированной фракции файнштейна и 46 г (0,25 г/г меди в растворе) магнитной фракции огарка восстановительного обжига, полученного в опыте примера 10. Продолжительность опыта 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 117% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni - 7,0%, Сu - 49,1%, S общей - 40,0%, S элементарной - 12,4%. Извлечение в раствор из металлизированной фракции файнштейна составило: Ni - 75,7%; Со - 77,0%; Fe - 71,2%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,10 г/дм 3. Кроме того, раствор содержал железо - 9,2 г/дм3 , кобальт - 3,5 г/дм3, цинк - 0,012 г/дм3 и свинец - 0,032 г/дм3. Очистку раствора от железа выполняли продувкой воздухом с нейтрализацией кислоты гидролиза карбонатом никеля, от цинка и меди - экстракцией триоктиламином, от кобальта и свинца - хлором и карбонатом никеля с переводом кобальта в кобальтовый кек. Очищенный раствор содержал, г/дм 3: никеля - 90, меди - 0,005, железа - 0,0008, кобальта - 0,010, цинка - 0,00024, свинца - 0,00015 и по содержанию примесей обеспечивал возможность получения электроэкстракцией высокомарочного никеля.

Пример 12

В охлажденную до 80° С пульпу выщелачивания по примеру 1 при перемешивании ввели 365 г (2,0 г/г меди в растворе) металлизированного файнштейна. Продолжительность опыта 30 минут. По завершении выщелачивания пульпа была расфильтрована. Выход медного кека составил 108% от суммы масс твердого в пульпе выщелачивания и металлизированной фракции, содержание в кеке Ni 9,9%, Сu 53,3%, S общей 34,7%, S элементарной 7,9%. Извлечение в раствор из металлизированного файнштейна составило: Ni - 69,7%; Со - 67,0%; Fe - 62,2%. Остаточное содержание меди в растворе выщелачивания 0,08 г/дм3 .

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

1. Способ получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна, включающий выщелачивание хлоридным раствором при подаче хлора, осаждение меди из раствора с получением медного сульфидного кека, выделение концентрата драгоценных металлов и электроэкстракцию никеля из раствора, отличающийся тем, что перед выщелачиванием файнштейн разделяют на сульфидную и металлизированнуюю фракции, выщелачиванию хлоридным раствором при подаче хлора подвергают сульфидную фракцию, осаждение меди с выводом ее в медный сульфидный кек осуществляют путем добавления получаемой при разделении файнштейна металлизированной фракции в полученную при выщелачивании пульпу, медный сульфидный кек обжигают, полученный огарок выщелачивают, раствор отправляют на электроэкстракцию меди, а из остатка флотацией выделяют концентрат драгоценных металлов и камерный продукт, перед электроэкстракцией никеля осуществляют очистку раствора от железа, цинка, меди и кобальта.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что полученный при флотации камерный продукт восстанавливают, подвергают магнитной сепарации и магнитную фракцию возвращают на осаждение меди.

www.freepatent.ru

Способ очистки от хлора сульфатных цинковых растворов

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при способе очистки от хлора цинк-сульфатных растворов, полученных при сернокислотном выщелачивании вторичного цинкового сырья, содержащего хлор. Способ включает осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь. В качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. При этом медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л. Техническим результатом является снижение расхода текущего медного кека на очистку цинк-сульфатных растворов от хлора и уменьшение затрат на эту операцию. 1 з.п. ф-лы, 1 табл.

 

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при удалении хлора из цинк-сульфатных растворов, получаемых при сернокислотном выщелачивании вторичного цинкового сырья, содержащего хлор.

Известен способ удаления хлора из цинк-сульфатных растворов, включающий дозировку сульфата меди и осаждение хлор-иона в виде труднорастворимого осадка CuCl. В качестве восстановителя меди (2+) до меди (+) используют порошки металлического цинка, алюминия, магния или железа (Заявка 60-228628, Япония. Заявл. 25.04.84, №59-81880, опубл. 13.11.85. МКИ С22В 19/26).

Недостатком указанного способа является использование дорогостоящих металлических порошков для восстановления двухвалентной меди до одновалентной, которая с хлор-ионом образует нерастворимое соединение.

Наиболее близкий по технической сущности и достигаемому результату является способ удаления хлора из цинк-сульфатных растворов, включающий осаждение хлор-иона в медно-хлорный кек путем дозировки в цинк-сульфатный раствор медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь (см. Сыроешкин М.Е., Юмакаев Ш.И. Переработка вельц-окислов, шлаковозгонов и свинцовых пылей на свинцово-цинковых заводах. М.: Металлургия. - 1972. - с.88. - С.48-57).

Недостатком указанного способа является высокий расход медного кека, получаемого после выщелачивания медно-кадмиевого кека - продукта очистки растворов от меди, кадмия и других примесей цинковой пылью. При этом медный кек используется как для первоначального получения медьсодержащего раствора, которым создается концентрация меди в цинксодержащем растворе на уровне 3-5 г/л, так и непосредственно на операции медно-хлорной очистки. В то же время количество получаемого медного кека на цинковых заводах ограничено, а сбыт медно-хлорного кека затруднен.

Техническим результатом данного изобретения является снижение расхода текущего медного кека на очистку сульфатных цинковых растворов от хлора и уменьшение затрат на эту операцию. Указанный результат достигается тем, что в способе очистки от хлора сульфатных цинковых растворов, полученных после сернокислотного выщелачивания окисленного вторичного цинкового хлорсодержащего сырья, включающем осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь, в качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. Другим отличием является то, что медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л.

Способ осуществляется следующим образом.

В сульфатный цинковый раствор (цинка 100-150 г/л, хлора 0,5-10 г/л, Н2SO4 10-40 г/л), полученный после выщелачивания окисленного вторичного хлорсодержащего сырья, добавляется медный кек состава, %: цинк 10-14; медь 45-60, содержащий металлическую медь, в количестве 10-15 к 1 массы медного кека к массе хлора в растворе. Пульпа нагревается до 60-65°С, после чего закачивается медьсодержащий раствор (20-40 г/л меди), образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, получаемого после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. Концентрация меди в растворе при проведении операции медно-хлорной очистки должна составлять 3-4 г/л. Операция медно-хлорной очистки длится от 30 до 60 мин. После этого пульпу направляют на сгущение, а затем нижний слив фильтруют и полученный медно-хлорный кек направляют на растворение в щелочном растворе (50-75 г/л NaOH) при температуре 50-60°С, Ж:Т=6: 1, продолжительности процесса 6-8 час. По окончании процесса пульпа фильтруется. Фильтрат, содержащий, г/л: хлора 15-20; меди 0,05-0,1; цинка 0,5-1 направляется на известковую очистку совместно с заводскими стоками, а отмытый медный кек - твердый остаток, содержащий, %: меди 60-65; цинка 1,0-1,5; свинца 1,5-2,0; хлора <0,5, поступает на выщелачивание в отработанном электролите (Zn - 45-55 г/л; h3SO4 - 150-165 г/л) с получением раствора медного купороса (20-40 г/л), который используют на операции медно-хлорной очистки.

Предложенный способ испытан в промышленных условиях.

Испытания показали, что очистка от хлора сульфатных растворов цинковых, включающая осаждение хлор-иона в медно-хлорный кек при использовании в качестве медьсодержащего раствора, образующегося при выщелачивании твердого остатка, получаемого после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия при ее концентрации 50-75 г/л, позволяет снизить расход текущего медного кека на очистку цинк-сульфатных растворов от хлора и уменьшить затраты на эту операцию.

Пределы изменения концентрации гидроксида натрия 50-75 г/л в исходном растворе связано с тем, что при концентрации NaOH ниже 50 г/л снижается степень перехода хлора в раствор, а при концентрации выше 75 г/л возрастает переход в раствор меди, цинка и свинца, что увеличивает затраты при известковой очистке стоков завода.

Проверку способа осуществляют следующим образом.

5 л раствора после сернокислотного выщелачивания вторичного цинкового сырья следующего состава, г/л: цинка 125; хлора 2,4; h3SO4 25 заливали в реактор. Добавляли 145 г медного кека состава, %: медь 56,7; цинк 11,2. Соотношение массы медного кека, полученного из медно-кадмиемого кека, к массе хлора в растворе составляло 12: 1. Пульпы нагревали до 60°С и после этого заливали раствор медьсодержащего раствора, полученного при переработке медно-хлорного кека от предыдущей операции медно-хлорной очистки. Параллельно проводили опыты, добавляя раствор медного купороса, полученного после серно-кислотного выщелачивания медного кека.

Для получения медьсодержащего раствора был использован медно-хлорный кек состава, %: медь 60,7; железо 0,28; цинк 1,35; свинец 2,2; хлор 8,1. Медно-хлорный кек в количестве 60 г растворяли в щелочном растворе при исходной концентрации NaOH 65 г/л и Ж:Т=6:1, температуре 60°С в течение 6 час. По окончании проведения операции пульпу фильтровали. Отмытый медный кек состава, %: медь 62,8; цинк 1,2; хлор 0,45 выщелачивали в отработанном электролите (цинк 45 г/л, серная кислота 160 г/л) при постоянном барботировании воздуха в течение 8 час при температуре 65°С. При этом было получено 0,750 л медьсодержащего раствора с концентрацией меди 25,0 г/л. Весь объем раствора подали на стадию медно-хлорной очистки, что позволило поднять концентрацию меди в растворе на этой стадии до 3,2 г/л. Для получения раствора с концентрацией меди 25 г/л затратили в известном способе 60 г текущего медного кека.

Операция медно-хлорной очистки проходили 50 мин. Содержание хлора в растворе было снижено до 150 мг/л.

В таблице приведены сравнительные данные проверки известного и предлагаемого способов очистки от хлора сульфатных цинковых растворов.

Таблица
Сравнительные данные способов очистки раствора от хлор-иона. Исходный объем раствора после сернокислотного выщелачивания вторичного цинксодержащего сырья - 5 л
Способы Дозировка медного кека, г Дозировка раствора с содержанием Сu 25 г/л, мл Расход текущего медного кека на операцию медно-хлорной очистки, г/л хлорсодержащего раствора Содержание хлора в очищенном растворе, мг/л
Предлагаемый 145 750 29 165
Известный 145 750 41 170

Как видно из полученных данных, использование предлагаемого способа очистки от хлор-иона сульфатных цинковых растворов позволяет снизить расход текущего медного на операцию медно-хлорной очистки с 41 до 29 г/л. При дефиците на предприятии текущего медного кека по сравнению с объемами перерабатываемого хлорсодержащего цинкового сырья предлагаемый способ снижает затраты на приобретение товарного медного купороса.

1. Способ очистки от хлора сульфатных цинковых растворов, полученных после серно-кислотного выщелачивания окисленного вторичного цинкового хлорсодержащего сырья, включающий осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь, отличающийся тем, что в качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при серно-кислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л.

www.findpatent.ru

способ производства концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья - патент РФ 2444573

Изобретение относится к способу для получения концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья. Способ включает разделение файнштейна на металлизированную и сульфидную фракции и окислительное выщелачивание металлизированной фракции раствором при регулируемой подаче хлора. При этом отношение содержаний серы и меди в металлизированной фракции составляет 0,3-0,7. Выщелачивание проводят в области значений окислительно-восстановительного потенциала 430-470 мВ, предпочтительно 440-450 мВ. Совместно с металлической фракцией файнштейна на выщелачивание подают шлам ванн электролитического рафинирования никеля технологии переработки сульфидной фракции файнштейна. Техническим результатом является снижение расхода реагентов и объема оборудования, упрощение аппаратурного оформления процесса, уменьшение потерь драгоценных и цветных металлов и сокращение незавершенного производства. 6 з.п. ф-лы, 2 ил., 4 табл.

Рисунки к патенту РФ 2444573

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к получению концентратов драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья.

Известен способ производства электролитного никеля из медно-никелевого файнштейна [Ю.В.Баймаков А.И.Журин. Электролиз в гидрометаллургии. - М.: Металлургия, 1977, с.201], включающий флотационное разделение медленно охлажденного и измельченного файнштейна на медный и никелевый концентраты, окислительный обжиг никелевого концентрата, восстановление огарка, плавку на аноды и электролитическое рафинирование. Недостатком способа является вовлечение всего количества содержащихся в файнштейне драгоценных металлов в последовательные переделы обжига, плавки и электролитического рафинирования, обусловливающее их значительные потери и большой объем незавершенного производства.

Известен способ переработки медно-никелевого файнштейна, включающий выделение металлизированной фракции с ее последующим карбонилированием (Патент РФ № 2158775). Недостатком способа является невозможность существенного концентрирования драгоценных металлов в остатке карбонилирования и связанная с этим необходимость в его дальнейшей гидрометаллургической переработке с расходованием серной кислоты и окислением сульфидов до сульфатов с соответствующим расходом нейтрализатора и увеличением сульфатного стока. В целом реализация этого способа приводит к необходимости задействования оборудования и персонала различных цехов и требует повышенных капитальных затрат.

Известен способ переработки промпродуктов медно-никелевого производства, в частности металлизированной фракции файнштейна окислительным сернокислотным выщелачиванием в две стадии (Патент РФ № 2144091). Недостатком способа является расходование серной кислоты на растворение содержащихся в металлизированной фракции металлов с соответствующим последующим расходом нейтрализатора и увеличением сульфатного стока. Кроме того, способ применим только к материалам с низким содержанием серы, поскольку не обеспечивает вскрытие сульфидов меди и перевод меди из сульфидов в раствор. Ограничение содержания серы в металлизированной фракции не позволяет обеспечить высокое извлечение в металлизированную фракцию драгоценных металлов. Общая продолжительность выщелачивания в периодическом режиме составляет 13 часов, что определяет потребность в большом объеме оборудования.

Наиболее близким, принятым нами за прототип, является способ переработки промпродуктов медно-никелевого производства, содержащих драгоценные металлы, реализуемый в двухстадийном процессе сернокислотного окислительного растворения (Патент РФ № 2160785). Перерабатываемые промпродукты характеризуются значительной степенью металлизации. На первой стадии металлизированный материал выщелачивается в растворе серной кислоты при атмосферном давлении при аэрации, а вторая стадия растворения реализуется в автоклаве. Указанный способ, обеспечивая ускорение процесса и значительное концентрированно драгоценных металлов в остатке выщелачивания, требует применения дорогостоящей аппаратуры, характеризуется высоким расходом серной кислоты и определяет перевод сульфидной серы в сульфатную с дальнейшим соответствующим расходом нейтрализатора и увеличением сульфатного стока производства. Кроме того, несмотря на то, что автоклавный процесс позволяет ускорить растворение, ограничения по растворимости сульфатов никеля и меди требуют ведения обеих стадий выщелачивания при относительно низких плотностях пульпы, что приводит к необходимости использования повышенных объемов оборудования (в особенности на атмосферной стадии) по сравнению с работой в хлоридных средах.

Задачей настоящего изобретения является снижение потерь и сокращение незавершенного производства концентрата драгоценных металлов, снижение расходов реагентов, уменьшение объема оборудования и упрощение аппаратурного оформления процесса, наработка элементарной серы, необходимой для проведения процесса эффективной очистки раствора выщелачивания от меди за счет выделения и выщелачивания при регулируемой подаче хлора металлизированной фракции медно-никелевого файнштейна с соотношением содержания серы и меди 0,3-0,7.

Технический результат достигается тем, что при получении концентрата драгоценных металлов путем разделения файнштейна на металлизированную и сульфидную фракции и окислительном выщелачивании металлизированной фракции раствором при регулируемой подаче хлора согласно изобретению отношение содержаний серы и меди в металлизированной фракции составляет 0,3-0,7.

Совместно с металлизированной фракцией на выщелачивание подают шлам ванн электролитического рафинирования никеля или восстановленный огарок обжига выделенного из сульфидной фракции файнштейна никелевого концентрата и проводят выщелачивание в области значений окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) 430-470 мВ, предпочтительно 440-450 мВ. Остаток выщелачивания разделяют на концентрат драгоценных металлов и элементарную серу, а раствор выщелачивания очищают от меди путем добавления никелевого порошка и элементарной серы, причем элементарная сера извлекается из остатка выщелачивания металлической фракции файнштейна, а никелевый порошок производится восстановлением огарка обжига выделенного из сульфидной фракции файнштейна никелевого концентрата.

На стадии выщелачивания при заданном окислительно-восстановительном потенциале пульпы, регулируемом скоростью подачи хлора и/или металлизированной фракции, в раствор извлекаются никель, кобальт, медь, железо и серебро, а присутствующая в металлизированной фракции сульфидная сера окисляется до серы элементарной. Драгоценные металлы (за исключением серебра) концентрируются в остатке выщелачивания, освобождаемом далее известными методами от элементарной серы с получением концентрата драгоценных металлов. Получаемый концентрат драгоценных металлов может быть доведен до товарных концентратов различными способами. Выбор конкретной технологии его переработки определяется спецификой конкретного производства. Для получения товарных концентратов может быть разработана новая технология или использованы имеющиеся мощности переработки шламов действующих производств.

Вывод меди из раствора выщелачивания металлизированной фракции файнштейна осуществляют с использованием никелевого порошка - восстановленного огарка обжига выделенного из сульфидной фракции файнштейна никелевого концентрата - и элементарной серы, выделенной из остатка выщелачивания металлизированной фракции. Осаждение меди из концентрированных хлоридных растворов цементацией на никелевом порошке без использования элементарной серы не позволяет реализовать глубокую очистку от меди. На стадии осаждения меди никелевым порошком и элементарной серой достигается глубокое извлечение в раствор никеля и кобальта из никелевого порошка с восстановлением элементарной серы и осаждением меди из раствора в сульфиды. Одновременно с медью в кек осаждается серебро, перешедшее в раствор на стадии выщелачивания металлизированной фракции. Полученный медный кек передают в медное производство для получения товарной меди и концентрата серебра. Очищенный от меди раствор далее очищают от железа и кобальта известными способами и передают на электроэкстракцию никеля. Хлор, выделяющийся в процессе электроэкстракции никеля, направляют на выщелачивание металлической фракции файнштейна.

Суммарные окислительно-восстановительные реакции, протекающие при выщелачивании, обобщенно описываются следующими уравнениями:

Механизм окисления реализуется с участием медиатора - пары Cu(I)/Cu(II).

Суммарные окислительно-восстановительные реакции, протекающие при осаждении меди, обобщенно описываются следующими уравнениями:

Окислительно-восстановительный потенциал пульпы, задаваемый соотношением скоростей подачи хлора и металлизированной фракции файнштейна, выбирают таким, чтобы обеспечить максимально полное протекание реакций (1)-(6).

В одном из вариантов реализации способа для получения единого концентрата драгоценных металлов на передел выщелачивания подают также шлам ванн электрорафинирования никеля основного производства. Выщелачивание шлама вместе с металлизированной фракцией файнштейна исключает необходимость в отдельном процессе его обогащения. В другом варианте одновременно с металлизированной фракцией файнштейна на хлорное выщелачивание поступает также восстановленный огарок обжига никелевого концентрата, выделенного из сульфидной фракции файнштейна. При этом все драгоценные металлы концентрируются в общем остатке выщелачивания, а весь объем никеля производится электроэкстракцией из очищенного от примесей единого раствора выщелачивания.

Пульпу выщелачивания расфильтровывают, остаток выщелачивания направляют на выплавку серы, а фильтрат - на осаждение меди. В качестве реагентов в процессе медеочистки участвуют выделенная из остатка выщелачивания и размолотая сера и металлический осадитель - восстановленный огарок обжига выделенного из сульфидной фракции файнштейна никелевого концентрата. Ионы Cu2+ восстанавливаются до Cu+ по реакции (8) и затем переводятся в сульфид по реакциям (9) и (10). В кек осаждается серебро (реакция (11) и, частично, следовые количества перешедших в раствор золота и металлов платиновой группы, что делает узел медеочистки барьером для их потерь на переделах очистки раствора и электроэкстракции. Передача медного кека в медное производство снижает требования к качеству разделения серы и концентрата драгоценных металлов, поскольку содержащиеся в выплавленной сере драгоценные металлы будут выделены в соответствующие промпродукты (шлам или остаток сернокислотного выщелачивания медного огарка) в медном производстве.

Глубокое доизвлечение серы из остатка выщелачивания достигается выщелачиванием остатка, полученного после фильтрации расплавленной серы, в растворе щелочи. Щелочной раствор полисульфидов направляется на передел медеочистки.

Использование элементарной серы в процессе медеочистки определяет организацию процесса выделения металлизированной фракции файнштейна. Отношение содержаний серы и меди в ней должно быть таким, чтобы количество серы, выплавленной из остатка выщелачивания, оказывалось достаточным для связывания перешедшей в раствор меди в сульфиды общей формулы CunS, где 1<n<2. Расчетное отношение составляет 0,25-0,5, но с учетом неполного срабатывания серы в процессе медеочистки желательный диапазон составляет 0,3-0,7. При содержании меди в металлизированной фракции 20% рациональное содержание серы составляет 6-14%. Относительно высокий уровень содержания серы определяет снижение затрат на выделение металлизированной фракции файнштейна по сравнению с вариантом вывода промпродукта с низким содержанием серы и определяет повышение доли драгоценных металлов, перерабатываемых по отдельной технологии вне основного производства, что снижает их суммарные потери и незавершенное производство. Однако при более высоком содержании серы в металлизированной фракции полное использование выплавленной элементарной серы в процессе медеочистки обусловливает получение медного кека со значительным содержанием элементарной серы, усложняющим его дальнейшую переработку. Частичное использование выплавленной элементарной серы на медеочистке нерационально, поскольку определяет необходимость организации операции глубокой очистки не задействованного в процессе медеочистки количества серы для ее реализации в качестве товарного продукта.

Медный кек после отмывки отправляют в медное производство, где перерабатывают на аноды для процесса электролитического рафинирования меди, или по схеме обжиг - выщелачивание - электроэкстракция меди.

В описанных вариантах реализации способа выщелачивание металлизированной фракции файнштейна связано в единую технологическую схему с переработкой сульфидной фракции по действующей или одной из перспективных технологий. Эти технологические решения, демонстрирующие реализуемость заявляемого способа без кардинальной реконструкции производства, не являются обязательными или единственно возможными. Выделение и выщелачивание металлизированной фракции файнштейна может также сочетаться с различными вариантами гидрометаллургической переработки сульфидной фракции.

В приведенных ниже примерах описаны варианты реализации изобретения.

В примере 1 выполнено разделение медно-никелевого файнштейна в лабораторных условиях.

В опытах выщелачивания раствором при регулируемой подаче хлора (Пример 2) использовали промышленно выделенную металлизированную фракцию от разделения файнштейна (МФ) крупностью <0,2 мм.

В опытах медеочистки (Пример 4) использовали восстановленный огарок обжига выделенного из медно-никелевого файнштейна никелевого концентрата - порошок никелевый трубчатых печей (ПНТП) - фракции - 0,40-0,63 мм.

В примере 5 выполнено выщелачивание рядового шлама электролитического рафинирования никелевых анодов фракции <0,1 мм. При интерпретации результатов этого примера следует иметь в виду, что при отдельной переработке металлизированной фракции содержания драгоценных металлов в шламе окажутся в 3-4 раза ниже, что не скажется принципиальным образом на уровне их извлечения в раствор при выщелачивании шлама.

Составы использованных в опытах полупродуктов сведены в таблицу 1.

Таблица 1
Составы полупродуктов, использованных в опытах хлорного выщелачивания и медеочистки, %
Ni CuСо FeS общ PtPd RhRu IrAu Ag
МФ 63,2 17,71,71 7,889,56 0,0190,096 0,004 0,00130,0005 0,0015 0,014
ПНТП88,4 4,092,09 3,400,11
Шлам26 23,70,4 0,916,7 0,382,1 0,070,02 0,0080,05 0,34

Пример 1

600 г медно-никелевого файнштейна измельчили до флотационной крупности (содержание класса менее 45 мкм ~85%). Металлизированную фракцию из измельченного файнштейна выделили, моделируя гравитационное обогащение, классификацией. Выход сульфидной и металлизированной фракций составил 86,6% и 13,4% соответственно. При содержании серы - 12,1% извлечение палладия в металлизированную фракцию составило 82,79% (табл.2).

Таблица 2
Выделение металлизированной фракции из файнштейна классификацией
Наименование Выход, % Содержание, % Извлечение, %
NiCu СоFe SPd (г/т) NiCu СоFe SPd
Измельченный файнштейн46,33 25,81 1,143,4 22,8148,9
Сульфидная фракция 86,644,70 26,301,10 2,924,4 29,683,52 88,2183,45 74,39 92,8317,21
Металлизированная фракция 13,456,82 22,641,41 6,412,1 917,216,48 11,79 16,5525,61 7,17 82,79

Пример 2

1,0 кг металлизированной фракции медно-никелевого файнштейна состава, приведенного в табл.1, распульповали в 3,75 л хлоридного раствора состава, г/дм3: Ni - 47,6; Cu - 29,1; Cl - 74,0; HCl - 1,0 при температуре 95°C. В ходе опыта регулированием подачи хлора окислительно-восстановительный потенциал пульпы (ОВП) удерживали на заданном уровне в диапазоне от 420 мВ до 500 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Длительность опыта составляла 3 часа. Результаты анализа остатков выщелачивания и рассчитанных из данных анализа остатка и раствора извлечений в раствор приведены в табл.3.

Анализ результатов выщелачивания показывает, что при низких значениях ОВП не достигается высокое извлечение в раствор меди, а при высоких значениях ОВП значительно возрастает окисление до сульфата и перевод в раствор сульфидной серы выщелачиваемой металлизированной фракции. Кроме того, существенно повышается переход в раствор рутения и иридия. Поэтому рекомендуемая область реализации процесса хлорного выщелачивания составляет 430-470 мВ, предпочтительно 440-450 мВ.

Таблица 3
Показатели процесса выщелачивания металлизированной фракции файнштейна при регулируемых подачей хлора различных значениях ОВП
ОВП, мВ 420430 440450 470500
Содержания в остатке выщелачивания МФ, %
Ni7,0 6,16,8 6,55,2 4,0
Cu 27,0 20,912,9 5,43,1 0,7
Со 1,0 1,01,1 1,40,9 1,0
Fe 3,1 2,31,6 0,90,7 0,5
S общ62,3 70,178,0 86,490,6 94,6
S эл42,5 54,466,3 78,985,3 91,2
Ag 0,0047 0,00440,0060 0,0073 0,00750,0058
Извлечение в раствор при выщелачивании МФ, %
ОВП, мВ420 430 440450 470500
Ni 98,398,7 98,798,9 99,299,5
Cu 76,784,1 91,296,7 98,399,7
Со 91,291,8 92,091,5 94,795,1
Fe 94,096,1 97,598,8 99,199,5
S2- в SO42- 0,51,1 1,53,0 8,021,0
Pt 0,04 0,07 0,1
Pd 0,013 0,04 0,07
Rh 2,3 3,5 5,1
Ru 6,2 9,6 15,0
Ir 5,7 8,9 16,3
Au 0,8 0,8 1,2
Ag 95,095,9 95,094,6 95,096,8
Выход остатка 15,3 13,512,1 10,79,7 8,0

Пример 3

Остаток выщелачивания опыта по примеру 2, полученный при ОВП 450 мВ, массой 100 г распульпован в воде, в пульпу добавлены сульфид натрия и дизельное топливо. Пульпа загружена в сероплавильник, где перемешивалась, а затем отстаивалась при 130°C. Масса выплавленной серы составила 67 г, масса хвостов плавки - 33 г. Хвосты плавки измельчены до фракции - 0,071 мм и обработаны горячим раствором щелочи. Выход остатка выщелачивания - концентрата драгоценных металлов составил 68% от массы хвостов плавки, что соответствует полному удалению элементарной серы. Состав концентрата драгоценных металлов, %: Ni - 28,5, Cu - 24,0, Co - 6,0, Fe - 3,9, S - 33,1, Pt - 0,77, Pd - 4,0, Rh - 0,17, Ru - 0,05, Ir - 0,02, Au - 0,06, Ag - 0,032.

Пример 4

45 г восстановленного огарка обжига, выделенного из медно-никелевого файнштейна никелевого концентрата - порошка никелевого трубчатых печей (ПНТП), смешали с 35 г элементарной серы, выплавленной из остатка хлорного выщелачивания примера 2 и размолотой до фракции - 0,071 мм, распульповали в 1 л фильтрата пульпы выщелачивания примера 2 (ОВП 450 мВ). Пульпа перемешивалась при 80°C в течение 30 минут. ОВП пульпы, исходно составлявший 425 мВ, снизился в течение 3-х минут до уровня - 20 - -40 мВ и оставался в этом диапазоне в течение всего опыта медеочистки. Содержание меди в фильтрате составило 5 мг/дм 3, серебра - 0,015 мг/дм3. Выход медного кека - 140,5% от суммы масс загруженных ПНТП и серы. Извлечение в раствор из ПНТП составило, %: Ni - 85,3; Co - 95,1, Fe - 94,8. Состав медного кека и показатели извлечения в кек драгоценных металлов из раствора выщелачивания приведены в табл.4.

Таблица 4
Показатели процесса медеочистки раствора выщелачивания металлизированной фракции файнштейна
Состав медного кека, %
NiCu CoFe S общS эл Ag
5,3 53,4 0,20,4 31,23,6 0,1
Извлечение в медный кек из раствора выщелачивания МФ, %
Pt PdRh RuIr AuAg
21 8386 8453 5199,8

Пример 5

В примере, аналогичном примеру 2, выполняли выщелачивание никелевого шлама электролитического рафинирования никелевых анодов при потенциале 450 мВ относительно хлорсеребряного электрода сравнения. Выход остатка выщелачивания составил 55%, содержание в остатке, %: Ni - 10,4, Cu - 1,0, Co - 0,3, Fe - 1,1, S общая - 28,9, S элементарная 21,9. Извлечение в раствор, %: Ni - 76,0, Cu - 97,7, Со - 58,3, Fe - 30,6, Ag - 75,5, Pt - 0,10, Pd - 0,07, Rh - 2,8, Ru - 7,7, Ir - 6,3, Au - 0,7.

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

1. Способ получения концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна, включающий разделение файнштейна на металлизированную и сульфидную фракции и окислительное выщелачивание металлизированной фракции раствором при регулируемой подаче хлора, отличающийся тем, что отношение содержаний серы и меди в металлизированной фракции составляет 0,3-0,7.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание раствором при регулируемой подаче хлора проводят в области значений окислительно-восстановительного потенциала 430-470 мВ, предпочтительно 440-450 мВ.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что остаток выщелачивания разделяют на концентрат драгоценных металлов и элементарную серу.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что раствор выщелачивания очищают от меди путем добавления никелевого порошка и молотой элементарной серы.

5. Способ по п.4, отличающийся тем, что элементарную серу извлекают из остатка выщелачивания металлической фракции файнштейна.

6. Способ по п.4, отличающийся тем, что никелевый порошок для очистки от меди производят восстановлением огарка обжига выделенного из сульфидной фракции файнштейна никелевого концентрата.

7. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместно с металлической фракцией файнштейна на выщелачивание раствором при регулируемой подаче хлора подают шлам ванн электролитического рафинирования никеля технологии переработки сульфидной фракции файнштейна.

www.freepatent.ru


Смотрите также