Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано как в производствах, специализирующихся на получении сырья для аффинажного производства благородных металлов, так и в самих аффинажных производствах.
В последнее время наметилась тенденция получения на горно-обогатительных предприятиях нового вида сырья для производства металлов платиновой группы (МПГ) - концентратов на основе сульфидов железа (сульфидный концентрат МПГ).
Содержание основных компонентов в сульфидных концентратах МПГ, полученных из норильских руд, составляет, %: платины - 0.3-1.9, палладия - 0.1-3.1, родия, иридия и рутения (в сумме) - 0.01-0.9, меди - 0.3-0.6, никеля - 1.1-2.5, серы - 8-25, железа - 28-55, SiO2 - 5-25. Основу данных концентратов составляют сульфиды железа.
Концентраты МПГ на основе сульфидов железа обычно получают гравитационным методом. Поэтому наиболее близкими аналогами этих новых видов концентратов благородных металлов являются так называемые шлихи (шлиховая платина или шлиховое золото).
Известен способ извлечения благородных металлов из шлиховой платины, включающий операции растворения исходного продукта в царской водке и последующего избирательного осаждения отдельных металлов платиновой группы (МПГ) из полученного раствора [И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев, В.Ф.Борбат и др. Металлургия благородных металлов. Изд.2, М., Металлургия, 1987, стр.409-411] .
Использование данного способа-аналога для переработки сырья на основе сульфидов железа имеет следующие недостатки: большой расход кислот, идущих на растворение основы, выделение при растворении большого количества вредного для здоровья, пожаро- и взрывоопасного сероводорода.
В металлургии никеля известен способ извлечения металлов платиновой группы из сырья на основе сульфидов железа, никеля и меди, включающий плавку сырья с добавками, окисление и охлаждение расплавов до затвердевания, разделение застывших продуктов на магнитную и немагнитную фракции. Данный способ наиболее близок к заявляемому и принят за прототип.
В прототипном способе сульфидный никелевый концентрат вначале плавят с добавками оборотных продуктов и флюсов. В качестве флюсов используют известняк или песчаник. Затем полученный штейновый расплав окисляют воздухом и удаляют серу с отходящими газами, десульфуризированный продукт (файнштейн) охлаждают до затвердевания, затвердевший сплав измельчают и из порошки выделяют благородные металлы в виде магнитной фракции.
Недостатки прототипного способа: большая длительность технологического цикла извлечения МПГ, необходимость использования большого числа разнообразного оборудования, рассеивание МПГ по многочисленным промпродуктам и оборудованию.
Предлагаемое изобретение направлено на решение задачи сокращения длительности цикла извлечения МПГ и сокращение их потерь.
Поставленная задача решается тем, что в заявляемом способе, включающем плавку концентратов с добавками, окисление и охлаждение расплава до затвердевания, разделение застывших продуктов:
- в качестве добавок при плавке используют одновременно продукты на основе оксида алюминия или шамот, карбонат натрия, натриево-силикатное стекло или шлак аффинажного производства металлов платиновой группы на основе натриево-кальциевых силикатов;
- в качестве целевого продукта выделяют из под слоя шлака тяжелый сплав по естественной границе раздела;
- компоненты шихты для плавки берут в следующем соотношении, мас.%:
концентрат на основе сульфидов железа - 5-25
продукты на основе оксида алюминия или шамот - 5-40
карбонат натрия - 5-10
натриево-силикатное стекло или шлак аффинажного производства металлов платиновой группы - остальное
Сущность предлагаемого изобретения состоит в том, что в процессе термообработки шихты определенного состава (при разогреве до точки плавления и при плавлении) происходит окисление большей части сульфидов и ошлакование оксидов железа. Оставшиеся неокисленными сульфиды неблагородных металлов образуют с благородными металлами, содержащимися в сырье и в используемых добавках, многокомпонентный сплав, который отличается от шлака и штейна более высокой плотностью, и называется поэтому тяжелым сплавом. При сливе продуктов плавки из печи в отстойник и затвердевании содержимого отстойника, в последнем образуется двух- или, иногда, трехслойная отливка, из которой легко отделяется по естественной границе раздела целевой продукт - тяжелый сплав.
Важная роль в процессе концентрирования благородных металлов в тяжелом сплаве принадлежит процессу окисления основной массы сульфидов железа. Окисление сульфидов в способе согласно предлагаемому изобретению протекает как за счет воздуха, поступающего на всем протяжении термообработки шихты при эвакуации отходящих газов дымососами, так и за счет кислорода, адсорбированного поверхностью самой шихты. Процесс окисления сульфидов железа в основном заканчивается в период, предшествующий образованию шлакового расплава. После завершения периода шлакообразования скорость десульфуризации содержимого плавильной печи резко замедляется.
Предлагаемый состав шихты обеспечивает оптимальность температуры правления образующегося шлака, находящейся в пределах 1200-1300oC. Добавка продуктов, содержащих шамот или оксид алюминия, в данном случае предотвращает плавление при более низких температурах и тем самым обеспечивает требуемую скорость и полноту десульфуризации. Сера распределяется по продуктам плавки следующим образом, %: газовая фаза - 70-90, шлак - 5-15, тяжелый сплав - 3-15.
Предложенное соотношение компонентов в шихте было установлено экспериментально.
Снижение содержания в шихте сырья на основе сульфидов железа приводит к чрезмерно высокой степени десульфуризации, при этом целевой продукт получается недостаточно хрупким, что затрудняет его последующую переработку как концентрата благородных металлов.
При превышении верхнего предела содержания в шихте сырья на основе железа (25%) степень десульфуризации напротив мала, в результате появляется третья фаза, в которой задалживаются благородные металлы.
Примеры использования
При выполнении плавок-примеров использования были использованы следующие материалы, содержащие благородные металлы:
А. Концентрат металлов платиновой группы на основе сульфидов железа (гравитационный концентрат, полученный при обогащении на центробежном сепараторе хвостов флотации норильских медно-никелевых сульфидных руд) при следующем содержании анализируемых компонентов, %: платина - 0,57; палладий - 0,11; иридий - 0,02; медь - 0,5; никель - 2,3; сера - 20,8; железо - 47,1; кремнезем - 9,5; глинозем - 3,5.
Б. Шамот - измельченный лом шамотных изделий, следующего состава, %: Pt - 0,45; SiO2 - 55; Al2O3 - 37; Fe2O3 - 2,0; CaO - 1,5; MgO - 0,5; (K2O+Na2O) - 3,5.
В. Оборотный шлак аффинажного производства на основе силикатов натрия, кальция, магния, железа. Содержание МПГ в шлаке - 2,5%. В том числе: Pt - 0,7%; Pd - 1,4%; Rh - 0,1%; Ir - 0,1%; Ru - 0,2%.
Г. Шлак аффинажного производства на основе силикатов натрия, кальция, магния, железа. Содержание МПГ в шлаке - 410 г/т.
Д. Хвосты гравитационного обогащения шлаков аффинажного производства, содержащие МПГ в сумме - 210 г/т.
Е. Вторичное сырье МПГ на основе глинозема - отработавшие алюмопалладиевые катализаторы. Содержание глинозема - 90%, палладия - 2,2%.
Пример 1. Взяли 25 г концентрата МПГ на основе сульфидов железа (А), добавили 40 г шамота (Б), 10 г кальцинированной соды и 25 г измельченного силикатно-натриевого стекла. Компоненты шихты перемешали, загрузили в алундовый тигель и поставили в шахтную лабораторную электропечь, разогретую до 1300oC. После 60-минутной изотермической выдержки при 1300oC тигель с расплавом выгрузили из печи. После отвердевания и охлаждения из тигля извлекли и разделили по естественной границе раздела фаз следующие продукты плавки: 90,1 г оксидного шлака, содержащего 93 г/т МПГ (в сумме), и 1,60 г тяжелого сплава, содержащего 19,56% платины, 1,70% палладия и 0,30% иридия.
Таким образом, извлечение МПГ в тяжелый сплав составило, %: платины - 97,3; палладия - 97,1; иридия - 97,2. Тяжелый сплав содержал 9,8% серы (что составляет лишь 3% от ее исходного количества), обладал хрупкостью и после измельчения был подвергнут кислотному растворению, т.е. направлен на аффинаж.
Пример 2. Для приготовления шихты взяли 80 кг сульфидного сырья благородных металлов (А), добавили 340 кг шамота (Б), 500 кг измельченного оборотного шлака аффинажного производства (В) и 80 кг кальцинированной соды.
Шихту загрузили в отражательную топливную печь поворотного типа, которая была введена в режим разогрева и плавки. По окончании плавки, которая продолжалась 5,5 часов, произвели слив продуктов плавки в ковши-отстойники. После отвердевания и охлаждения до комнатной температуры извлекли из отстойников продукты плавки и разделили их по естественной границе раздела на шлак и тяжелый сплав МПГ.
Выход тяжелого сплава МПГ составил 41,3 кг. Тяжелый сплав содержал: 13,15% - Pt; 16,90% - Pd; 1,18% - Rh; 1,21% - Ir; 2,35% - Ru; 6,0% - S. Кроме МПГ и серы тяжелый сплав содержал также медь, никель, железо, селен, теллур и сурьму.
Таким образом, извлечение МПГ в тяжелый сплав составило, %: платины - 99,0; палладия - 98,5; родия - 97,4; иридия - 97,0; рутения - 97,2. После измельчения тяжелый сплав был направлен на аффинаж. Каких-либо осложнений, в том числе выделения сероводорода при хлорировании тяжелого сплава МПГ газообразным хлором в растворе соляной кислоты - выявлено не было.
Выход шлака составил 890 кг, остаточное содержание МПГ (в сумме) - 245 г/т. Содержание серы в шлаке составило 0,22%.
Таким образом, степень газификации серы (удаления в газовую фазу) составила 73%.
Пример 3. Для приготовления шихты взяли 10 кг сульфидного концентрата МПГ (А), добавили 20 кг шамота (Б), 100 кг измельченного оборотного шлака аффинажного производства (В), 30 кг гранулированного шлака аффинажного производства (Г), 30 кг хвостов гравитационного обогащения шлаков (Д) и 10 кг кальцинированной соды.
Шихту загрузили в электродуговую поворотную печь ДМ-05, которую включили в режим разогрева и плавки. По окончании плавки, которая продолжалась 2,5 часа, произвели слив и грануляцию большей части шлака. Шлак из печи сливали в графитовый отстойник переливного типа, из которого струя отстоявшегося от металлических капель шлака попадала в поток воды грануляционной установки. При визуальном обнаружении металлического расплава в сливаемом из печи в отстойник шлаке слив и грануляция были прекращены.
Оставшиеся в печи продукты плавки (остаток шлака и тяжелый сплав МПГ) слили совместно в чугунный ковш-отстойник.
После отвердевания и охлаждения до комнатной температуры извлекли из двух отстойников (графитового и чугунного) продукты плавки и разделили их по естественным границам раздела на шлак и тяжелый сплав МПГ.
Суммарный выход тяжелого сплава МПГ из двух отстойников составил 9,340 кг. Тяжелый сплав содержал: 8,99% - Pt; 14,91% - Pd; 1,05% - Rh; 1,04% - Ir; 2,10% - Ru; 1,25% - S. Извлечение МПГ в тяжелый сплав составило, %: платины - 98,5, палладия - 98,0, родия - 97,3, иридия - 96,2; рутения - 97,5. Тяжелый сплав после измельчения был направлен на аффинаж.
При плавке было получено 176 кг шлака. В том числе: гранулированного - 92 кг; извлечено из графитового отстойника - 14 кг; извлечено из чугунного отстойника - 70 кг. Остаточное средневзвешенное суммарное содержание МПГ в шлаке составило 295 г/т. Содержание в шлаке серы составило 0,17%. Таким образом, степень газификации серы (удаление в газовую фазу) составила 80%.
Пример 4. Взяли 15 г концентрата МПГ на основе сульфидов железа (А), добавили 65 г измельченного шлака аффинажного производства (Г), 10 г отработавших палладийсодержащих катализаторов на основе глинозема (Е) и 10 г кальцинированной соды.
Все компоненты шихты перемешали, загрузили в алундовый тигель и подвергли плавке в шахтной лабораторной электропечи. После 60-минутной изотермической выдержки при 1300oC тигель с расплавом выгрузили из печи. После отвердевания и охлаждения из тигля извлекли и разделили по естественной границе раздела фаз образовавшиеся при плавке и расслоившиеся по плотности на два слоя следующие продукты. Верхний продукт представлен оксидным шлаком, нижний, имеющий значительно большую плотность, - тяжелым сплавом МПГ. Получено 78,9 г оксидного шлака, содержащего 119 г/т МПГ (в сумме). Содержание серы в шлаке составило 0,20%. Выход тяжелого сплава составил 1,465 г, при следующем содержании МПГ: 6,11%, - платины, 16,63% - палладия, 0,14% - родия, 0,33% - иридия и 0,14% - рутения.
Таким образом, извлечение платиновых металлов в тяжелый сплав составило 97,29%. Тяжелый сплав содержал 8,5% серы (что составляет лишь 4% от ее исходного количества в шихте), обладал хрупкостью и после измельчения был подвергнут кислотному растворению, т.е. направлен на аффинаж.
Использование предлагаемого способа, по сравнению с прототипом, позволяет значительно сократить и упростить схему извлечения МПГ из концентратов на основе сульфидов железа.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОДУКТОВ НА ОСНОВЕ ХАЛЬКОГЕНИДОВ НЕБЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ, СОДЕРЖАЩИХ МЕТАЛЛЫ ПЛАТИНОВОЙ ГРУППЫ И ЗОЛОТО | 1997 |
|
RU2112064C1 |
ШИХТА ДЛЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ПЛАВКОЙ | 1999 |
|
RU2165993C2 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОДУКТОВ, СОДЕРЖАЩИХ РУТЕНИЙ И ИРИДИЙ | 1996 |
|
RU2104320C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ПРОДУКТОВ, СОДЕРЖАЩИХ ХЛОРИД СЕРЕБРА, МЕТАЛЛЫ ПЛАТИНОВОЙ ГРУППЫ И ЗОЛОТО | 1999 |
|
RU2164255C2 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТА БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ | 2000 |
|
RU2180008C2 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОДУКТОВ НА ОКСИДНОЙ ОСНОВЕ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 1996 |
|
RU2103397C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ШЛАКОВ | 1999 |
|
RU2173724C2 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОДУКТОВ, СОДЕРЖАЩИХ ХАЛЬКОГЕНИДЫ НЕБЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ, СВИНЕЦ, МЕТАЛЛЫ ПЛАТИНОВОЙ ГРУППЫ, ЗОЛОТО И СЕРЕБРО | 2005 |
|
RU2291212C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КАТАЛИЗАТОРОВ, СОДЕРЖАЩИХ ПЛАТИНОВЫЕ МЕТАЛЛЫ И РЕНИЙ НА НОСИТЕЛЯХ ИЗ ОКСИДА АЛЮМИНИЯ | 2005 |
|
RU2306347C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЛОМА ИЗДЕЛИЙ ЭЛЕКТРОННОЙ ТЕХНИКИ | 2000 |
|
RU2180011C2 |
Изобретение относится к металлургии благородных металлов. Способ извлечения металлов платиновой группы из концентратов на основе сульфидов железа включает плавку концентратов с добавками, окисление и охлаждение расплава, разделение застывших продуктов по их физическим свойствам. В качестве добавок используют одновременно продукты на основе оксида алюминия или шамот, карбонат натрия, натриево-силикатное стекло или шлак аффинажного производства металлов платиновой группы на основе натриево-кальциевых силикатов. В качестве целевого продукта выделяют из под слоя шлака тяжелый сплав, а компоненты шихты для плавки берут в следующем соотношении, мас.%: концентрат на основе сульфидов железа 5-25; продукты на основе оксида алюминия или шамот 5-40; карбонат натрия 5-10; натриево-силикатное стекло или шлак аффинажного производства МПГ - остальное. Способ позволяет сократить длительность цикла, снизить потери благородных металлов. Извлечение их составило 97-99% при содержании МПГ в сплаве 20-35%.
Способ извлечения металлов платиновой группы из концентратов на основе сульфидов железа, включающий плавку концентратов с добавками, окисление и охлаждение расплава до затвердевания, разделение застывших продуктов, отличающийся тем, что в качестве добавок при плавке используют одновременно продукты на основе оксида алюминия или шамот, карбонат натрия, натриево-силикатное стекло или шлак аффинажного производства металлов платиновой группы на основе натриево-кальциевых силикатов, в качестве целевого продукта выделяют из-под слоя шлака тяжелый сплав по естественной границе раздела, а компоненты шихты для плавки берут с следующем соотношении, мас.%:
Концентрат на основе сульфидов железа - 5 - 25
Продукты на основе оксида алюминия или шамот - 5 - 40
Карбонат натрия - 5 - 10
Натриево-силикатное стекло или шлак аффинажного производства металлов платиновой группы - Остальное
МАСЛЕНИЦКИЙ И.Н | |||
и др | |||
Металлургия благородных металлов | |||
Аппарат для очищения воды при помощи химических реактивов | 1917 |
|
SU2A1 |
Чугаева Л.В | |||
- М.: Металлургия, 1987, с.384-393 | |||
0 |
|
SU162662A1 | |
ПРЕПАРАТ ЖИДКОГО ЗОЛОТА | 1992 |
|
RU2067599C1 |
Устройство для сортировки каменного угля | 1921 |
|
SU61A1 |
Устройство для сортировки каменного угля | 1921 |
|
SU61A1 |
Авторы
Даты
2000-08-10—Публикация
1998-02-25—Подача