книги из ГПНТБ / Полькин, С. И. Обогащение оловянных руд и россыпей
.pdfОл овосодерж ащ и е
ма т е р и а л ы
С уш к а |
Ш ихт овка |
с ф л ю са м и |
г\
Г азы О бж иг
Г р а н ул я ц и я
|
Газы |
О га р о к |
|
|
|
} |
|
|
У л а в лти ва н и е Ля |
Г ' |
/■ |
|
|
||
|
|
|
|
Р а с п л а в л е н и е |
|
||
|
|
Г |
|
|
|
|
3 |
|
A s |
п ы ль |
|
|
|
|
|
\ |
н а за х о р о н е н и е |
|
|
|
|
||
|
|
Ф ью м и н го - |
|
С у х о е |
|||
М окрая |
|
п ы л е у л а в л и в а н и е |
|||||
очи ст ка га зо в |
|
|
в а н и е |
|
|||
|
|
|
|
|
|||
Р а ст во р |
|
|
В озгоны |
|
M X" |
||
|
|
|
|
|
|||
|
Г азы |
|
|
|
|
В озгоны |
М окрая |
|
в а т м о сф ер у |
|
|
|
|
оч и ст ка га зо в |
|
Н ей т рал и зац и я | |
|
|
|
|
Р а ст во р |
||
|
|
Ш лак |
|
|
„ |
I |
|
|
|
Г Л ! |
|
|
|
Н ей т р а л и за ц и я |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Г р а н у л я ц и я |
|
|
|
Г аз в |
|
|
|
|
|
|
|
У |
ат м осф еру |
|
|
О безво ж и ва н и е |
|
О кат ы ван и е |
|
||
|
|
|
|
|
|
|
A s к ек н а |
|
|
|
Г р а н ш л а к |
|
|
за х о р о н е н и е |
|
|
О борот ная |
|
Э л ек т р 'о п л а 6 к а |
|
|||
|
|
в о д а |
|
|
|
|
|
|
|
О ловя н н ы й с п л а в |
|
Пыль |
|
||
|
|
Ч ерновое |
о л о во . |
|
Т |
|
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
У л а в л и ва н и е п ы л и |
||
|
|
|
|
|
| |
|
U |
|
|
|
|
|
Г а зы |
|
|
Рис. 129. Схема переработки бедного оловосодержащего сырья фьюмингованием
В 1949—1950 гг. в институте Гипроникель Б. Ф. Вернер и В. В. Костелов разработали в лабораторном масштабе удовлетво рительный режим фьюмингования оловосодержащих шлаков, поз волявший извлекать до 90% олова в возгоны [35].
В последующие годы были построены опытно-промышленные печи, на которых проверяли переработку различных продуктов:
29* |
451 |
шлаков, ферросилиция, флотационных и гравитационных концен тратов различного вещественного состава и содержания олова.
В комплект установок входили: печь расплавления шихты, печь для фыомингования (рис. 128), установка для приготовления уголь ной пыли или мазута, компрессоры, оборудование для улавливания пыли, состоящее из скруббера и электрофильтра. Схема перера ботки бедного оловосодержащего сырья приведена на рис. 129.
При промышленной эксплуатации на установке были достиг нуты: суточная производительность по шлаку 68,5 т, расход пылеугля от массы шлака 18%, расход пирита 4,1%; извлечение в воз гоны: олова— 90—95%, свинца — 90—95%, цинка — 60—65%; сос тав возгонов: олова— 15—18%, свинца—-10—12%, цинка — 27— 32%, серы — 4—6%, мышьяка— 1,5—2%; содержание в отвальных шлаках: олова — 0,08—0,12%, свинца — 0,06—0,10%, цинка— 1,5— 2,5%.
Содержание олова в отвальных продуктах практически не зави село от его содержания в исходном сырье и колебалось от 0,10 до
0,17%.
Усовершенствование пылеулавливания позволяет повысить каче ство возгонов (в зависимости от сырья) по содержанию в них олова до 30%.
Экономическая оценка процесса показала, что методом фыо мингования наиболее целесообразно обрабатывать продукты с со держанием олова от 2 до 5%.
§ 69. Циклонная плавка бедных оловосодержащих материалов
Восстановительная плавка флотационных оловянных концентра тов на черновое олово в настоящее время проводится либо в отра жательных, либо в дуговых электрических печах периодического действия. Печи такого типа громоздки, малопроизводительны и по требляют большое количество топлива вследствие низкой интенсив ности процессов внутреннего и внешнего тепло- и массообмена. Од нако более существенным недостатком этих печей является зага зованность атмосферы цехов сильнейшими ядами — соединениями мышьяка и серы и окисью углерода.
В аппаратах циклонного типа процесс осуществляется непре рывно. Эти аппараты отличаются высокой интенсивностью внеш него и внутреннего тепло- и массообмена. ЦНИИОловом на лабо раторной циклонной установке совместно с кафедрой ОПТ МЭИ были проведены пробные плавки концентратов, содержащих от 5 до 65% олова и шламовые хвосты с содержанием 3,35% олова. В основную задачу обработки первой группы материалов входило восстановление касситерита (ЭпОг) до металлического олова, а второй — перевод олова в возгон в виде сульфида олова для обо гащения материала. Попутно необходимо было выявить возгоняемость свинца и степень восстановления окислов железа, как важ нейших факторов полноты извлечения олова из концентратов.
452
В качестве восстановителя применяли антрацит или газовый уголь (от 10 до 20%), шихтовыми добавками служили пирротин и известь. Шихту подавали от 100 до 230 кг/ч [96].
Циклонная камера ограждена вертикальными цилиндрическими обечайками, соединенными в верхней части через гидрозатвор кры шкой, а в нижней — с плоской диафрагмой. Все элементы с вну тренней стороны футерованы хромитовой массой толщиной 30 мм, а с наружной — охлаждаются проточной водой (рис. 130). Диа метр циклонной камеры в свету 420 мм, высота 700 мм. Дымовые газы и расплав удаляли из цик лонной камеры через отверстие
вдиафрагме диаметром 250 мм.
Вцентральной части крышки
расположен патрон с конусом- |
|
|
||||
рассекателем для подвода и рас |
|
|
||||
пределения |
шихтовых |
материа |
|
|
||
лов, которые поступали из рас |
|
|
||||
положенного над циклонной ка |
|
|
||||
мерой бункера при помощи шне |
|
|
||||
кового |
питателя, |
соединенного |
|
|
||
через редуктор с двигателем по |
|
|
||||
стоянного |
тока. |
Для |
равномер |
|
|
|
ного поступления шихты на рас |
|
|
||||
пределительный конус |
в патрон |
Рис. 130. Циклонная установка: |
||||
подведен воздух (5—7% его об |
1 — подвод |
шихты; 2 — циклонная камера; |
||||
щего |
расхода). |
Дымовые газы |
3 — водоохлаждаемый отстойник расплава; |
|||
из циклонной камеры по футеро |
4 — желоб |
выдачи расплава; 5 — гляделка; |
||||
6 — подвод |
жидкого топлива; 7 — подвод |
|||||
ванному водоохлаждаемому газо |
горячего воздуха; 5 — газоход |
|
ходу поступали в |
контактный |
|
охладитель, а оттуда |
при помощи дымососа — в атмосферу. Рас |
|
плав из отверстия в диафрагме сливался на подину и далее в гра нуляционный бассейн с проточной водой.
Циклонная установка отапливалась московским городским га зом с теплотой сгорания около 8300 ккал/м3 при помощи четырех смесителей, обеспечивающих ввод в циклонную камеру однород ной газовоздушной смеси. Воздух подогревали до 400—470° С в специальном воздухонагревателе. В верхней части циклонной ка меры на одном уровне расположены четыре сопла для тангенци ального ввода газовоздушной смеси.
Перед началом плавки дозу оловосодержащего материала (100—200 кг) перемешивали с соответствующим количеством угля, пирротина, извести. Компоненты шихты перемешивали простым пе релопачиванием. Растапливали рекуператор и температуру воздуха доводили до 400—470° С. Циклонную камеру растапливали при рас ходе газа 40—50 м3/ч, который постепенно увеличивали до 80— 85 м3/ч. Расход воздуха устанавливали так, чтобы в отходящих газах содержалось около 1 % кислорода, чему соответствует
453
коэффициент расхода 1,02—1,05. Как показали анализы отходя щих газов, обеспечивалось полное сжигание газа в пределах ци клонной камеры.
Во всех режимах температура отходящих из циклонной камеры газов составляла 1380—1400°С, а расплава— 1250—1320°С. При ведении плавок по режиму № 13 (табл. 116) в шихту добавляли 22% пирротина.
Полученные данные свидетельствуют о возможности применения циклонной плавки для переработки шламовых концентратов. Сте пень восстановления олова при этом достигает 95%, а с увеличе нием расхода восстановителя до 20% и топлива до 270 кг/т — уве личивается до 100%, из них выход олова в возгоны составляет 35%.
Свинец практически полностью переходит в возгоны, а железо на 93—94% восстанавливается до закиси и переходит в шлак, что является важнейшей предпосылкой полноты извлечения олова. Мышьяк до 95% переходит в газовую фазу и от 8 до 20% его улавливается с возгонами. Цинк шлакуется на 78—87%, остальная его часть возгоняется.
Возгоны, полученные в результате плавки, значительно обога щены по олову — 53—57%, содержание других компонентов не значительно: железа — 3%, окиси кремния — 2,4—3%, углерода — до 4%.
Вынос пыли составил 6% подаваемой шихты, включая и воз гоны.
Таким образом, уже первые пробные плавки выявили возмож ность использования аппаратов циклонного типа для восстанови тельной плавки концентратов либо на черновое олово с последую щим отделением шлаков (например, отстаиванием или центрифуги рованием) либо для предварительной обработки с последующим завершением процесса в электропечи непрерывного действия. При ведении плавки на черновое олово (степень восстановления 98,7%) была получена удельная производительность 8,33 т/м3 в час, расход угля — восстановителя 12%, расход топлива 680 кг условного топ лива на 1 т олова. Качество полученного металла при циклонной плавке такое же, как и полученного в электропечи.
При плавке обожженных и необожженных смешанных сульфид ных, кварцевых и шламовых хвостов (рис. 131) в циклонной ка мере можно перевести олово как в возгоны, так и в расплав в за висимости от технологического’ режима и состава шихты.
При плавке обожженных материалов можно перевести 90—96% олова в возгоны в следующих условиях: соотношение олово : сера =
= 0,05 = 0,06; |
коэффициент избытка |
воздуха а = 0,92 = 0,98. |
Если |
коэффициент |
избытка повышается |
(ct= 1,18), извлечение |
олова |
в возгоны снижается (до 74%). |
|
|
|
Плавка необожженных материалов позволяет перевести олово в расплав на 90—95% при следующих условиях: коэффициент из бытка воздуха ct= 1,15—1,2; соотношение олово : сера = 0,8—2,3.
454
режима№ |
Концентрат (шлам) |
|
3Шламы завода
4То же
5»>
7 „
9Концентрат
Солнечного
ГОКа
Т а б л и ц а 116
Условия проведения плавок и основные показатели
Шихта, %
Sn |
РЬ |
S |
3,35 |
---- |
0,01 |
3,35 — 0,01
3,35 — 0,01
3,35 — 0,01
18,6 1,65 0,79
Восстановитель, %
Антрацит 15
То же
„
»
Антрацит 10
|
|
|
Содержание |
компонентов в расплаве |
|||
|
|
|
1 |
|
|
|
|
|
кг,трата/ч |
общееSn |
кислотоиSn растворимое |
металличесSn кое |
SnO+SnSSnSi |
|
|
Загрузкаконцен |
00 |
РЬ |
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
О |
|
|
|
|
|
|
|
а |
|
■ |
1 |
|
|
|
|
|
|
130 |
1,06 |
1,0 |
— |
_ |
— |
_. |
|
130 |
1,38 |
1,35 |
— |
— |
— |
— |
|
177 |
1,06 |
1,0 |
— |
— |
— |
— |
|
160 |
1,31 |
1,25 |
— |
— |
— |
— |
|
233 |
14,08 |
9,2 |
2,0 |
8,25 |
2,97 |
0,05 |
|
% |
|
Степень восста новления олова, % |
Степень возгонки свинца, % |
94,5 |
_ |
97,5 |
— |
94,5 |
— |
94,5 |
— |
65,3 |
97,0 |
10 |
То же |
18,6 |
1,65 |
0,79 |
Антрацит 20 |
181 |
12,34 |
11,02 |
4,88 |
5,95 |
1,36 |
0,05 |
89,0 |
97,0 |
11 |
Концентрат рудни |
67 |
— |
— |
Газ, уголь 20 |
200 |
65,96 |
60,29 |
48,56 |
12,53 |
2,79 |
— |
91,5 |
— |
|
ка «Эге-Хай» |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
12 |
То же |
67 |
— |
— |
То же |
117 |
64,38 |
64,14 |
50,36 |
11.22 |
1,36 |
— |
98,7 |
— |
13 |
Концентрат Сол |
5,85 |
7,62 |
0,54 |
” |
150 |
3,8 |
2,13 |
— |
— |
— |
0,26 |
56,2 |
96,7 |
|
нечного ГОКа |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Извлечение олова в расплав снижается до 60% при добавке угля и коэффициенте избытка воздуха а = 0,98ч-0,99, до 15—25% при добавке пирита и коэффициенте избытка воздуха а —0,9 ч-1,0. Вы ход пыли (возгоны и механический вынос пыли) составлял 8—
Рис. 131. Возможная технологическая схема переработки бедного олово содержащего сырья циклонной плавкой
12%. Извлечение в газовую |
фазу: свинца— 60—80%, висмута — |
80—90%, цинка — 50—60%, |
мышьяка — 99—100%, серы — 95— |
98%. |
|
При плавке необожженных и обожженных материалов расход топлива (условного) составил 0,5—0,6 т/т шихты.
Исследования и опробование процесса в промышленных разме рах циклона показали возможность применения этого процесса для переработки бедного оловосодержащего сырья. Экономическая оценка процесса показывает, что циклонной плавкой могут пере рабатываться материалы с содержанием до 0,3% олова. При этом получают показатели, равноценные переработке фьюмингованием
456
материалов, содержание олова в которых в 6 раз выше. Если же исходное содержание принять одинаковым, то циклонная плавка оказывается наиболее экономичной и эффективной.
§ 70. Гидрометаллургические способы
Из гидрометаллургических способов доводки концентратов наи большее распространение имеет химическое выщелачивание вред ных примесей, таких, как сурьма, висмут, свинец и железо из оло вянных концентратов. Выщелачивание применяют в случаях невоз можности отделения вредных примесей способами обогащения.
Некоторые минералы — примеси находятся в концентратах в виде весьма прочных сростков с касситеритом, причем взаимное прорастание минералов бывает настолько тонким, что измельчение нежелательно, так как оно привело бы к значительному образо ванию шламов, которые затрудняют их сгущение, фильтрацию и вызывают повышенные потери олова при плавке.
Химическое выщелачивание основано на высокой химической стойкости касситерита, который практически не растворим даже
вконцентрированных горячих растворах сильных кислот, сильных оснований, окислителей и восстановителей. Примеси, не обладаю щие такой устойчивостью, под действием растворителей переходят
враствор.
Вработах Н. Н. Мурача с сотрудниками показано, что наилуч шим растворителем примесей касситерита является соляная кис
лота. Разбавленная 1 :4, она выщелачивает, например, мышьяк на 97%. Даже более разбавленная соляная кислота при повышении температуры до 60—135° С улучшает растворение мышьяка, а так же окислы железа, свинца и висмута [6].
Перед выщелачиванием сульфидных концентратов их обжигают, чтобы предотвратить образование сероводорода и ускорить про цесс выщелачивания.
При выщелачивании примесей соляной кислотой происходят
следующие реакции: |
|
Fe20 3+6HC1 — 2FeCl3+ 3 H 20; |
(1) |
Fe30 4+8HC1 — 2FeCl3+ F eC l2+ 4 H 20; |
(2) |
FeO+2HCl — FeCl2+ H 20; |
(3) |
Fe0As20 5+ 2H C l+ 2H 20 = F e C l2+ 2 H 3As04; |
(4) |
Fe0Sb20 5+ 2H C l+ 2H 20 = 2 H 3Sb04+ F eC l2; |
(5) |
Sb20 4+8HC1 — SbCl3+SbC ls+ 4 H 20; |
(6) |
Bi20 3+6HC1 — 2BiCl3+ 3 H 20 ; |
(7) |
PbO Si02+ 2H C 1+ яН20 — PbCl2+ S i0 2 ( я + 1) H20; |
(8) |
(Fe, Mn) W 04+2HC1 — (Fe, Mn) C12+ H 2W 04; |
(9) |
CaW04+2H Cl — CaCl2+ H 2W 04; |
(10) |
CuO + 2HCl — CuCl2+ H 20; |
(11) |
CaO+2HCl — CaCl2+ H 20 |
(12) |
457
Сравнительно медленно и менее полно протекают реакции (1), (2), (4), (5), (9). В процессе образования соли растворяются
врастворе, за исключением кремневой кислоты, которая остается
внерастворимом остатке и затрудняет его фильтрование. Вольфра
мовая кислота также не растворяется.
Выщелачивание ведут с избытком соляной кислоты, чтобы обес печить большую скорость реакции и препятствовать гидролизу со лей, образуемых примесями-—висмутом, железом. Для лучшего вы щелачивания свинца иногда добавляют хлористый натрий.
Температура при выщелачивании должна быть более высокой. Это достигается повышением точки кипения раствора за счет на копления в нем солей и повышением давления, т. е. выщелачива нием в герметически закрытых сосудах, автоклавах, обогреваемых острым паром. Наиболее пригодны'для этих целей вращающиеся барабанные смесители.
Автоклав для выщелачивания концентратов показан на рис. 132.
Всредней части барабана имеется люк для загрузки и выгрузки.
Вцентр одного из торцов барабана подведен острый пар; труба, подводящая пар, соединена с барабаном через сальниковое уст ройство.
Внутренняя поверхность барабана гуммируется, а затем выкла дывается поверх резины кислотоупорным диабазовым кирпичом, предохраняющим резину от истирания.
Концентраты поступают на выщелачивание без обжига, если суммарное содержание S + As<l°/o, в других случаях их обжи гают.
Выщелачивание концентратов, не содержащих вольфрама, про водят соляной кислотой плотностью 1,14 в течение 2—6 ч в зави симости от загрязненности концентрата и его крупности.
Расход соляной кислоты на 1 т концентрата 250—400 кг. Вы щелачивание ведется при температуре 110—130° С и при давлении пара 2 кгс/см2.
После выщелачивания раствор фильтруют на нутч-фильтре. Ос тавшийся в барабане концентрат перемешивают еще 30 мин со свежей соляной кислотой (100 кг/т), которую затем сливают и та ким же путем промывают концентрат 2—3 раза водой. Далее концентрат поступает для промывки водой на нутч-фильтр. Фильт рование производят через хлорвиниловую ткань. Промытый концен трат сбрасывают с фильтра, и после подсушивания он поступает на плавку.
В последние годы институтом Гипроникель разрабатывается процесс непрерывного автоклавного выщелачивания оловянных кон центратов, который должен существенно улучшить аппаратурное оформление и условия труда.
Растворы, содержащие до 50 г/л висмута, фильтруют и с оста точной кислотностью около 5 г/л, предупреждающей гидролиз со лей железа, направляют в чан, имеющий пропеллерную мешалку, где подвергают десятикратному разбавлению водой. Выпавшую
458
А
в осадок хлорокись висмута (BiOCl) отфильтровывают на прессфильтре.
Висмутовый кек содержит более 60% Bi. В выщелоченном оло вянном концентрате остается не более 0,005% висмута.
Растворы от выщелачивания сбрасывают в хвостохранилище после нейтрализации известковым молоком.
§ 71. Б а к т е р и а л ь н о е в ы щ е л а ч и в а н и е [91, 92]
За последние годы успешно развиваются бактериальные про цессы выщелачивания оловянно-медно-мышьяковых и других кон центратов и сложных промпродуктов.
Известно, что тионовые (автотрофные) бактерии широко при меняют для выщелачивания меди и урана методом подземного и кучного выщелачивания из бедных и забалансовых руд, отвалов обогатительных фабрик и горнорудных предприятий. В США в 1970 г. выщелачивание меди из старых отвалов и подземных вы работок составило более 250 тыс. т. В ближайшие 10 лет наме чено увеличить ее добычу этим способом в 5 раз.
Подземное и кучное бактериальное выщелачивание меди при меняется в СССР, Югославии, Канаде, Мексике, Испании, Порту галии, Чили и др.
При выщелачивании меди из бедных руд и отвалов, содержа щих 0,2—0,5% меди, стоимость получаемой цементной меди в 2— 5 раз ниже стоимости ее получения обычным путем.
Бактериальное выщелачивание может быть применено при пе реработке труднообогатимых промпродуктов и селективной доводке коллективных концентратов, при очистке их от вредных примесей и в ряде других случаев.
Известно, что при производстве цветных металлов наиболее вредной примесыо является мышьяк, который содержится во мно гих сульфидных рудах цветных и благородных металлов. Арсено пирит и другие сульфиды мышьяка обладают хорошей флотируемостью, загрязняя концентраты мышьяком, что затрудняет металлургические процессы переработки их в связи с летуче стью и сильной ядовитостью мышьяка и его химических соеди нений.
Экспериментальные данные [91,95] показывают, что с помощью тионовых бактерий Thiobacillus Ferrooxidans можно практически полностью удалить мышьяк из различных полупродуктов и концен тратов. Для создания наиболее благоприятных условий интенсив ного выщелачивания мышьяка, меди и других необходима предва рительная адаптация микроорганизмов к выщелачиваемому кон центрату (руде) и подбор оптимальных условий, таких как pH и температура пульпы, крупность исходного материала, наличие кис лорода и углекислого газа и др. Скорость выщелачивания мышьяка из арсенопирита в присутствии бактерий возрастает в 7—8 раз. При подборе оптимальных условий, на примере выщелачивания
460
