Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Извлечение золота и серебра в медном производстве

14.12.2018


Наиболее распространенным методом металлургического извлечения золота и серебра из медных руд и концентратов является концентрационная плавка (рис. 10.3), при которой медь выделяется в виде медного штейна (Cu2S + FеS), а большая часть породы переводится в отвальный шлак, бедный по содержанию меди. В данном случае медный штейн действует как коллектор благородных металлов, подобно свинцу в "свинцовой" плавке. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 96-99,5 %.

Концентрационная плавка может быть осуществлена в обычных отражательных печах (обогреваемых мазутом, природным газом или угольной пылью), электрических печах, а также в аппаратах, приспособленных для плавки концентратов во взвешенном слое. В последнем случае процесс плавки совмещается во времени и пространстве с окислительным обжигом концентрата.

Одним из сливных достижений цветной металлургии ХХ-го века считается разработка и внедрение процессов автогенной плавки сульфидного сырья, относящейся к категории энергосберегающих и экологически "безопасных" пирометаллургических технологий. Применительно к медным рудам и концентратам представляют интерес следующие варианты автогенной плавки: кислородно-взвешенная плавка (КВП), плавка в жидкой ванне (ПЖВ), КИВЦЭТ, факельно-барботажняя плавка (ФБП). Краткая характеристика указанных методов и примеры их практического использования на современном этапе развития медной промышленности приведены в работе.

Получаемый в результате концентрационной плавки медный штейн подвергается бессемерованию в конвертере.

Через расплавленную массу тонкими струями продувается сильно сжатый воздух с одновременным добавлением флюса SiO2. При этом происходит быстрое окисление сернистого железа и ошлакование образующейся FеO кремнекислотой. После окисления и ошламования всего железа шлак сливается и производится дальнейшая продувка воздуха через образующийся так называемый "белый матт". При этом присутствующая в расплаве медь (Cu2S) начинает окисляться до Cu2O, которая тотчас реагирует с еще не изменившейся Cu2S, следствием чего является перевод всей меди из Cu2S в металлическое состояние - черновую медь.

Извлечениe меди и благородных металлов из штейна в черновую медь с учетом переработки конвертерных шлаков составляет 95-99 %. Черновая медь обычно содержит до 1000 г/г Ag и до 100 г/г Au. В отдельных случаях содержание серебра достигает 2-3 кг/т и больше, содержание золота - 200-300 г/т.

Рафинирование черновой меди, как правило, включает в себя 2 последовательные стадии. Основной целью первой стадии (огневое или окислительное рафинирование) является получение из черновой мели плотных анодов для последующего электролитического рафинирования и удаление примесей, присутствие которых в анодах отрицательно влияет на процесс электролиза (мышьяк, сурьма, свинец, цинк, железо, олово, марганец, никель и др.).

Огневое рафинирование меди осуществляется в стационарных или поворотных (типа конвертера) отражательных печах при подаче в расплав воздуха и соответствующих шлакообразователей (сода и др.). Основная масса примесей при этом переходит в шлак и удаляется из ванны. После этого производится раскисление (восстановление) той части мели, которая в процессе огневого рафинирования переходит в форму Cu2O. Это необходимо для получения пластичного металла. Pacкислителями меди обычно служат древесина и выделяемые из нее (при попадании в расплав) газообразные углеводороды, например. CH4: 4Cu2O + CH4 = CO2 + 8Cu + 2H2O.

Восстановление Сu2O до остаточных концентраций 0,3-0,3 % достигается относительно легко, его можно ускорить вдуванием в ванну мазута, угольной пыли или природного газа. На некоторых заводах древесина полностью заменена паромазутной смесью, либо природным газом, иногда конверсированным.

Рафинированную медь, в которой сконценрирована основная масса Au и Ag, отливают в анодные плиты для электролиза, которые устанавливают в электролитные ванны, заполненные раствором медного купороса, содержащим свободную серную кислоту. В качестве катодов используются тонкиe медные пластины. При включении ванны в электрическую цепь происходит электрохимическое растворение меди на анодах и осаждение ее в виде металла высокой чистоты на катодах. Благородные металлы - золото, серебро, платина и ее спутники как более электроположительные элементы при электролизе почти полностью переходят в анодный шлам и концентрируются в осадке на дне ванны. Примерный состав анодных шламов (%): 14,3 Cu; 2,4 Pb; 0,5 Bi; 5,5 Sb; 2,7 As; 35 Ag; 0,6 Au; 5,7 Se и 2,7 Te.

В промышленности при электролитическом рафинировании меди, содержащей значительное количество благородных металлов, рекомендуется проводить электролиз при концентрации меди в растворе 20-30 г/л и температуре не выше 40-45 °С, поддерживать высокую плотность тока, обеспечивающую получение плотного высокого качества осадка, и осуществлять циркуляцию электролита вводом его сверху и отводом снизу.

Шлам, выгруженный из ванны, отделяется от медного скрапа. Мелкая фракция, содержащая 10-20 % меди, обрабатывается серной кислотой при температурe 70-80 °С и продувается воздухом. Отфильтрованный и промытый осадок сушится и, если в нем присутствует селен, подвергается обжигу. Затем осадок плавится и поступает на аффинажный завод для последующей переработки.

Серебро из анодного шлама после электролиза мели может быте извлечено и прямым цианированием. Исходный шлам подвергается многократной водной отмывке для удаления сульфата меди (которая делает невозможным процесс цианирования) и затем цианируется. Концентрация NaCN в растворах в течение 20 ч перемешивания поддерживается на уровне 1,5-2,0 г/л: затем она повышается до 3-4 г/л. Это позволяет снизить до минимума отрицательное влияние на процесс цианирования присутствующих в шламе поглотителей NaCN (Zn: Sb: As: Cu металлическая и др.). Благородные металлы из цианистого раствора цементируются цинком в присутствии ацетата свинца.

Для золотосодержащих материалов, не содержащих меди или содержащих ее в недостаточных количествах, возможно осуществление аккумулирующей плавки на медный штейн с добавкой в шихту медного скрапа или другого аналогичного коллектора. Получаемый при этом штейн, обогащенный благородными металлами, может быть направлен для дальнейшей металлургической переработки на специализированный медный завод. Такая технология, в частности, реализована на заводе Сальсинь (Франция) при извлечении золота и серебра из местных и привозных мышьяково-пиритных концентратов.

В 1938 г. В.Г. Агеенковым с сотрудниками впервые высказана и экспериментально обоснована идея создания в России централизованного производства по переработке медных золотосодержащих концентратов Лебединой. Дарасунской, Артемовской фабрик с применением технологии: окислительный обжиг и плавка огарка с CaCO3 и SiO2 на черновую медь и отвальный шлак следующего состава (%): SiO2 48; FeO 20; CaO 22. В качестве кварцевого флюса предлагалось использовать богатую руду Тасеевского месторождения. Оптимальный состав шихты соответствует соотношению концентрат : флюсовая руда = 1:1. Для обжига концентратов рекомендовано использовать печь КС, а для плавки - электропечи с вертикальными электродами. Кварцевая флюсовая руда и известняк измельчаются до крупности минус 3-3 мм.

По результатам проведенных экспериментов извлечение эолита в штейн составило 98-99 %, при содержании металла в шлаке менее I г/г

Предложения по централизованной переработке упорных золотосодержащих концентратов с использованием метода коллектирующей плавки получили дальнейшее развитие в отечественных публикациях. Однако до практической реализации они так и не были доведены.


Имя:*
E-Mail:
Комментарий: