Способ извлечения благородных металлов из шлаков аффинажного производства

Реферат

 

Использование: касается способа извлечения благородных металлов при переработке условно-отвальных шлаков. Сущность: способ включает плавку с добавками углеродистого восстановителя. Перед плавкой условно-отвальный шлак измельчают в порошок, который разделяют на тяжелую и легкую фракции, тяжелую фракцию подвергают плавке. Изобретение позволяет получить сплав с более высоким содержанием благородных металлов и уменьшить затраты на переработку шлаков. 1 табл.

Способ извлечения благородных металлов относится к металлургии цветных металлов и может быть использован при переработке промпродуктов производства благородных металлов, преимущественно условно-отвальных шлаков.

Пирометаллургическую переработку отходов аффинажного производства обычно проводят в две стадии. В первой получают богатый сплав МПГ и первичные шлаки. В последующих первичные шлаки обедняют до условно-отвальных с переводом благородных металлов (БМ) в бедный по содержанию МПГ сплав. Типичные условно-отвальные шлаки содержат следующие основные компоненты: SiO2 37-40% Al2O3 12-14% CaO 11-13% Na2O 11-13% MgO 12-14% BaO 1-2% Fe 6,7% Cu 1-2% Ni 1-2% содержание суммы платиновых металлов и золота от <100 до 1000 г/т. Условноотвальные шлаки подвергают дополнительной переработке на предприятиях медно-никелевой отрасли, где их плавят вместе с медноникелевыми концентрами. При этом значительная часть БМ задалживается в циклах получения меди и никеля, а часть безвозвратно теряется.

В черной и цветной металлургии для извлечения ценных компонентов в основном используются схемы с дополнительным переплавом отдельно взятых шлаков в печах различного типа [1] Для извлечения благородных металлов непосредственно в аффинажном производстве известен способ, включающий восстановительную плавку с получением в качестве целевого продукта сплава на основе железа [2] По прототипу шлаки измельчают до крупности -1 мм, порошок смешивают с восстановителем и плавят с выдержкой расплава при температуре более 1400oC в течение 3 часов. При этом из шлаков восстанавливается железо, которое коллектирует включения благородных металлов. Чем больше продолжительность восстановительной обработки расплава, тем полнее восстанавливается железо и большая часть благородных металлов извлекается в железистый сплав, но тем меньше содержание благородных металлов в целевом продукте плавки. Полученный шлак после охлаждения измельчается до крупности -0,55 мм и корольки железистого сплава отделяются с помощью сита. Выход целевого сплава составляет 1-5% содержание в нем благородных металлов находится в пределах 0,2-0,5% К недостаткам прототипного способа относятся: большие затраты на измельчение (дважды измельчается весь перерабатываемый шлак), большие затраты на плавку (плавке подлежит вся масса измельченного шлака), получение в качестве целевого продукта плавки очень бедного по содержанию благородных металлов железистого сплава.

Целью предполагаемого изобретения является получение сплава с более высоким содержанием благородных металлов (для существующих аппаратурно-технологической схемы аффинажном производстве необходимо, чтобы содержание благородных металлов в продукте, направляемом на плавку, было не менее 1%) и уменьшение затрат на переработку шлаков.

Поставленная цель достигается тем, что в известном способе, включающем плавку с добавками углеродистого восстановителя, перед плавкой шлак измельчают в порошок и порошок разделяют на тяжелую и легкую фракции, тяжелую фракцию подвергают плавке как промпродукт аффинажа.

Сущность предлагаемого способа извлечения благородных металлов состоит в следующем. Благородные металлы находятся в шлаке в форме механических запутавшихся корольков сплава благородных металлов с неблагородными и сплавов халькогенидов различной крупности. При измельчении шлака до определенной крупности значительная часть корольков обособляется в небольшом количестве более тяжелых частиц, основная же масса частиц порошка оказывается обедненной по содержанию благородных металлов. При этом, чем выше степень измельчения, тем полнее раскрываются корольки, однако одновременно возрастает вероятность переизмельчения хрупких частиц халькогенидных сплавов.

Содержание железа в тяжелой и легкой фракции порошка примерно одинаково. При последующей восстановительной плавке тяжелой фракции в целевой продукт (тяжелый сплав) переходит железа меньше, поэтому он оказывается богаче по содержанию благородных металлов, чем тот, который образуется при плавке непосредственно исходного шлака.

Сущность предполагаемого изобретения поясняется примерами 1-6.

Пример 1. Партию шлака массой 510 кг с содержанием благородных металлов 257 г/т измельчали до крупности 3 мм в шаровой мельнице и подвергали разделению на центробежном сепараторе (7.5" Knelson Concentrator). Условия переработки: скорость подачи порошка шлака 200 кг/ч, расход воды на обогащение до 100 л/мин, отделение тяжелой фракции производилось после переработки 100-150 кг шлака. Для уменьшения объема промстоков и снижения с ними потерь БМ применен замкнутый водооборот. Легкую фракцию выгружали спиральным классификатором, пульпу отстаивали и раствор использовали в качестве водной среды. Опыт повторяли на нескольких партиях шлака (до переработки 4,5 т шлаков). По мере переработки шлаков водная среда насыщалась гидрооксидами щелочных и щелочноземельных элементов, что не сказывалось на эффективности процесса до достижения раствором плотности d=1,05-1,1 кг/см3. После этого его заменяли для улучшения условий труда при переработке шлаков.

Пример 2 выполнен аналогично примеру 1. Измельченный до крупности 3 мм шлак разделяли на отсадочной машине типа МОД-2 с рабочей площадью камер 0,3 м2. В качестве постели использовали шлак с размером частиц 3 мм. Производительность отсадочной машины 1,2 тонны шлака в час. Расход воды на обогащение 2,5 м3/т шлака.

Примеры 1, 2 показывают, что при измельчении шлаков до крупности 3 мм с последующим разделением на центробежном сепараторе или на отсадочной машине в тяжелую фракцию переходит около 60% всего количества благородных металлов, при их содержании в этой фракции более 1% Пример 3 выполнен аналогично примеру 1. Шлак измельчали до крупности 1 мм, разделение производилось на центробежном сепараторе. Пример 3 показывает, что с ростом степени измельчения снижается извлечение благородных металлов в тяжелую фракцию до 20-30% Примеры 4, 5 выполнены аналогично примеру 1. Шлак измельчали до крупности 4 мм, разделение производили на центробежном сепараторе, легкую фракцию из примера 4 подвергали повторному обогащению в примере 5. Примеры 4, 5 показывают, что увеличение крупности частиц шлака до -4 мм приводит к увеличению выхода тяжелой фракции до 2% и снижению в ней содержания БМ до 0,5-0,8% Извлечение благородных металлов составляет 53% Масса партий перерабатываемого шлака, выход тяжелой и легкой фракций, а также содержание благородных металлов в шлаках и продуктах разделения (и распределение по продуктам) по способу прототипа и заявляемому способу представлены в таблице.

После переработки 4528 кг шлаков получено тяжелой фракции 76,6 кг (1,7%) с содержанием благородных металлов по данным спектрального анализа около 1% легкой фракции 4303 кг (95%). Тяжелую фракцию плавили, как указано в способе прототипа. Выход сплава составил 1,97 кг (2,6% от массы концентрата), с содержанием платиновых металлов и золота 20% серебра 23%

Формула изобретения

Способ извлечения благородных металлов из шлаков аффинажного производства, включающий плавку шлаков с содержанием благородных металлов 100 1000 г/т с добавками углеродистого восстановителя, отличающийся тем, что перед плавкой проводят измельчение шлака в порошок крупностью 3 4 мм, затем ведут разделение его на тяжелую и легкую фракции путем промывки порошка в водной среде в центробежном сепараторе или на отсадочной машине, полученную пульпу легкой фракции отстаивают и полученный осветленный раствор используют в качестве водной среды при разделении порошка шлака, тяжелую фракцию подвергают плавке в качестве промпродукта аффинажа, а легкую фракцию подвергают повторной обработке на центробежном сепараторе или отсадочной машине или переплавляют в смеси с сырьем медно-никелевого производства.

РИСУНКИ

Рисунок 1