Способ обеднения шлаков медного и медно-никелевого производств

 

1. СПОСОБ ОБЕДНЕНИЯ ШЛАКОВ. МЕДНОГО И МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО ПРОИЗВОДСТВ, включаюошй обработку жидкого шлака восстановителем и сульфидизатором , отстаивание образовавшейся массы и слив обедненного шлака и штейна, отличающийся тем, что, с целью снижения потерь цветных металлов со шлаками и исключения расхода ферросилиция и флюса, в качестве восстановителя используют отходы производства алюминия электролизом в виде анодного осадка в количестве 2-10% от массы обедняемого шлака. 2. Способ по п. 1,отличающ и и с я тем, что анодный осадок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм. (Л с

0% OD

СОЮЗ СОВЕТСКИХ

РЕСПУБЛИК

Ы5п С 22 В 7/04

ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ )3

Н ABTOPCHOQV СВИДЕТЕЛЬСТВЪГ

ГОСУДАРСТВЕННЫЙ КОМИТЕТ СССР

f10 ДЕЛАМ ИЗОБРЕТЕНИЙ И ОТКРЬ)ТИЙ (21) 3607118/22-02 (22) 04.04.83 (46) 23.06.84. Бюл.Р 23 (72) Ю.П.Купряков. В.A.Захаров, Н.И.Артемьев; A .. К.. Воробьев и В..З.Колесник (71) Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт вторичных цветных металлов (53) 669.046.58(088.8) (56) 1. Авторское свидетельство СССР

Р 791781, кл. С 22 В 7/04, 1979.

2. Авторское свидетельство СССР

В 926047, кЛ. С 22 В 7/04, 1979. (54)(57) 1. СПОСОБ ОБЕДНЕНИЯ ШЛАКОВ

МЕДНОГО И МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО ПРОИЗВОДСТВ, включающий обработку жидкого шлака восстановителем и сульфидизатором, отстаивание образовавшейся массы и слив обедненного шлака и штейна, отличающийся тем, что, с целью снижения потерь цветных металлов со шлаками и исключения расхода ферросилиция и флюса, в качестве восстановителя используют отходы производства алюминия злектролиэом в виде анодного осадка в количестве 2-10% от массы обедняемого шлак а.

2, Способ по и. 1, о т л и ч а юшийся тем, что анодный осадок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм. е а

1098968

Изобретение относится к цветной металлургии, к способам обеднения шлаков и может быть использовано для извлечения цветных металлов иэ шлаков медного и медно-никелевого производства.

Известен способ обеднения медьсодержащих шлаков, состоящий в том, что измельченные до 15 мм твердые шлаки медеплавильного производства смешивают с измельченными до 3 мм отвальными солевыми шлаками алюминиевого производства и пиритом. Содержание в полученной таким образом шихте отвальных солевых шлаков 5-20% пирита - до 10%. пихту расплавляют 15 и выдерживают при температуре плавления для взаимодействия реакционноспособных компонентов, При переработке жидкого шлака медеплавильного производства смесь отвальных солевых р шлаков алюминиевого производства и пирита в тех же процентных содержаниях загружают на поверхность жидкой ванны и вдувают в расплав -с помощью инертного газа, После загрузки смеси шлак нагревают до 1300 С и отстаивают с последующим раздельным удалением штейна и обедненного шлака. В результате обеднения получены шлаки с содержанием 0,08-0,1% и штейны

3,7-6,1% меди (1) .

Однако этим способом получают, при глубоком обеднении шлака, штейны, с низким содержанием меди, для которых процесс конвертирования не рацио. нален иэ-за повышенного выхода конвертерных шлаков. Для глубокого извлечения цветных металлов иэ шлаков медеплавильного производства необходимо полностью восстановить мегнетит и получить металлиэированный железом штейн, что не достигается укаэанными добавками солевых алюминиевых шпаков (менее 2% металлического алюминия от массы обедняемого шлака) °

Наиболее близким к изобретению по 45 технической сути является способ обед нения шлаков медноникелевого производства, состоящий в том, что в качестве восстановителя шлака используют смесь ферросилиция и твердого 5О углеродистого топлива при их весовом отношении 1:(2-8), и процесс ведут при .1200-13000С.

Целесообразно вводить ферросилиций с содержанием кремния 50-75% (например, ФС-45, ФС-75) или некондиционный ферросилиций, содержащий

50-70% кремния. Расход дробленого (0,1-5мм) ферросилиция поддерживают в пределах 0,3-0,9% от массы обедняемого шлака.

При обеднении конверторного шлака смесью антрацитового штыба и ферросилиция, содержащего 75% кремния, в весовом отношении 8:1 с последующей заливкой в печь штейна (20-30% от веса шлака) или загрузкой сульфидного материала (высокосернистой сульфидной руды в количестве 25-35% от веса шлака) и 1,5-2,0 ч выдержки при 12001250 С извлечение кобальта достигает

80-85%, никеля 95-98%. При обеднении шлака в печь загружают кварцевый флюс )2), К недостаткам известного способа следует отнести расход дефицитного и дорогостоящего ферросилиция и относительно невысокое извлечение кобальта.

Цель изобретения — снижение потерь цветных металлов со шлаками и исключение расхода ферросилиция и флюса.

Поставленная цель достигается тем, что согласно способу обеднения шлаков медного и медно-никелевого производств, включающему обработку жидкого шлака восстановителем и сульфидизатором, отстаивание образовавшейся массы и слив обедненного шлака и штейна, в качестве восстановителя используют отходы производства алюминия элекролизом в виде анодного осадка в количестве 2-10% от массы обедняемого шлака.

Причем анодный осадок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм, Анодный осадок, содержащий, % Al

25-55; Си 15-50; Fe 1-30; Si 1-15 в настоящее время используют для производства черновой меди. При этом за счет окисления кислородом воздуха со шлаками безвозвратно теряются алюминий и железо, кэторые могли бы быть использованы в качестве восстановительных агентов обеднительной смеси.

Способ осуществляют следующим образом, В плавильный агрегат, например электропечь, заливают жидкий (T =

1200-1250 С) шлак, после чего вводят измельченный до 0,5-5 мм анодный осадок в количестве 2-10% от масси обедняемого шлака. За счет присутствующих в анодном осадке алюминия, кремния и отчасти железа проходят процессы восстановления окислов цветных металлов (в основном NiO и СоО), а также разрушение магнетита.

Находящиеся в анодном осадке сплавы меди и железа способствуют коагуляции взвеси цветных металлов, повышая степень их извлечения в штейн.

Степень металлизации штейна регулируют подачей в шлаковый расплав сульфидиэатора (пиритный концентрат, вы.— сокосернистая сульфидная руда, бедный штейн и др.), расход которого составляет 5-10% от массы шлака и ниже, чем в известном способе в 3-6 раз ° После отстаивания расплава в

1098968 течение 60-90 мин обедненный шлак и штейн сливают.

При обеднении твердых шлаков их предварительно измельчают до 20-50 мм и направляют в печь для расплавления (Т = 1200-1250 С). Дальнейшие технологические операции проводят аналогично.

Реакции восстановления окислов металлов алюминием и кремнием экзотермичны, в результате чего темпера- 10 тура шлакового расплава возрастает на 50-100 С (до 1300-1350 С), сокращаются тепловые затраты на обеднение.

Возрастает также температура штейновой фазы, повышая его жидкотекучесть 15 и улучшая условия выпуска иэ плавильного агрегата.

Измельчение анодного осадка до

0,5-5 мм обеспечивает при введении его в расплав увеличение относитель- 2(3 ной поверхности соприкосновения шлак. восстановитель и высокую эффективность процесса восстановления.

Расход анодного осадка, как восстановителя, определяется количеством в шлаке магнетита и окислов цветных металлов. Оптимальный расход, определенный экспериментальным путем, составляет 2-10% от массы перерабатыэаемого шлака. Уменьшение расхода анодного осадка .(менее 2%) снижает степень извлечения цветных металлов, а увеличение расхода (более 10%) приводит к черезмерной металлизации штейна за счет восстановленного из шлака железа, что нежелательно, так как мо-З5 жет привести к настылеобразованию.

Пример 1. В лабораторной электропечи сопротивления в нейтральной атмосфере плавят 500 r измельченного конвертерного шлака медно-никеле40 вого производства, содержащего, %:

Си 1,14 у Ni 1,15 ; Со .Оу30 . В расплав шлака при 1250 С вводят 20 г анодного осадка производства алюминия электролизом, измельченного до 0,5- 45

5 мм и содержащего, %: Al 55, Си 43, Fe 1, Si 1. Дополнительно в шлаковый расплав з агружают . 2 5 r пирит ного к онцентрата. Расплав шлака отстаивают э течение 60 мин. после чего отбирают пробы шлака и штейна для химического анализа.

Пример 2. В условиях по примеру 1 в расплав шлака вводят 50 г анодного осадка, содержащего, %:

А1 25, Си 50; Fe 22, Si 3. Дополнительно н шлаковый расплав загружают

40 г пиритного концентрата.

Пример 3. В условиях по примеру 1 в расплав шлака вводят 10 r анодного осадка, содержащего, %:

А1 45; Си 15, Fe 30; Si 10, Дополнительно в шлаковый расплав загружают

50 r пиритного концентрата.

Пример 4. В условиях по примеру 1 в расплав шлака вводят 40 г анодного осадка, содержащего, %:

Al 41; Си 33; Fe 19; Si 7, Дополнительно в шлаковый расплав загружают

40 г пиритного концентрата, Пример 5, В условиях по примеру 1 в расплав шлака вводят 30, г ан одно го осадка, содержащего, %:

Al 30, Си 29, Fe 26; Si 15. Дополнительно э шлаковый расплав загружают.

40 г ниритного концентрата, Результаты опытов по примерам 1-5 приведены в табл. 1.

Предлагаемый способ обеднения шлаков по сравнению с известным обладает следующими преимуществами.

3а счет использования более сильного комплексного восстановителя в анодном осадке сплавов меди и железа, промывающих шлаковый расплав, и снижения механических потерь цветных металлов по предлагаемому способу извлечения цветных металлов, %: медь

89-94; 98,3; кобальт 96—

97,5 (по известному способу, %: никель 95-98; кобальт 80-85).

По известному способу расход кварцевого флюса 4% от массы обедняемого шлака, а по предлагаемому, за счет образования окислов кремния и алюминия при реакции восстановления, повышающих межфазное натяжение на границе раздела фаз шлак — штейн и улучшающих разделение продуктов плавки, расход флюса исключен.

По известному способу расход компонентов обеднительной смеси, кг/т шлака: ферросилиций 4; углеродистое топливо 32, а по предлагаемому, за счет замены смеси ферросилиция и углеродистого топлива анодным осадком с расходом 20-100 кг/т шлака, расход укаэанных компонентов исключен.

По известному способу расход сульфидного материала 350 кг/т шлака, а по предлагаемому за счет содержания в в анодном осадке сплавов меди н железа, промывающих шлаковый расплав

50-100 кr/т шлака.

Технико-экономические преимущества предлагаемого способа по сравнению с известным приведены в табл. 2.

1098968

Таблица 1

Состав анодного осадка, %

При мер

Ni Co

CU Ni

Al Cu Fe Si

Со Си

4 0,07 0,023 0,012 94,0 98.0 96,0

10 0,11 0,020 0,008 90,0 98,3 97,5

1 55 . 43

2 0,13 0,035 0,011 89,0 97,0 96,5

8 0,07 0,032. 0,009 93,5 97,2 97,0

6 0,09 0 035 0,010 92,0 97,0 96,8

29

Т а бл и ц а 2

Извлечение

I цветных металлов, %

Способ

Предлагаемый

Известный

92

85

97

Составитель А .Каньницкий

Редактор Н.Джуган Техред Т.Маточка КорреКтор В. Бутяга

Заказ 4323/22 Тираж 603 . Подписное

ВНИИПИ Государственного комитета СССР по делам изобретений и открытий

113035, Москва, Ж-35, Раушская наб,, д. 4/5

Филиал ППП Патент, г. ужгород, ул. Проектная, 4

2 25

3 45

4 41

5 30

1 1

22 3

30 10

19 7

26 15

Медь

Ник ель

Кобальт

Расход анодно го оса дка,% от мас сы шла. ка одержание в отваль- Извлечение, % ном шлаке, %

Дополнительная стоимость от использ ов ания изобретения, Руб/1 т шлака

5,12

1,05

15,10