Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Металлургическая переработка отходов производства и потребления

.pdf
Скачиваний:
0
Добавлен:
28.12.2025
Размер:
68.6 Mб
Скачать

Для перевода селена в серую кристаллическую модификацию пульпу нагревают до 70–75 °С. Полученный технический селен содержит до 1–1,5 % примесей.

Восстановление Se (IV) до элементарного с помощью сернистого газа успешно идет лишь в кислой среде. Поэтому при улавливании селена щелочными растворами используют иной, так называемый селенидный метод осаждения селена. По этому методу вначале восстанавливают селенит-ионы до селенида. Восстановителем служит алюминиевый порошок:

2SeO32 + 6Al + 6OН= 3Se2– + 6А1O2 + 3Н2O.

В результате снижения щелочности раствора происходит частичный гидролиз алюминат-ионов:

АlO2 + 2Н2О = А1(ОН)3 + ОН.

Осадок гидроксида алюминия отфильтровывают и возвращают на обжиг, а селенидный раствор аэрируют для окисления ионов Se2– до элементарного селена:

2Se2– + O2 + 2Н2O = 2Se + 4OН.

При этом селен осаждается сразу в серой кристаллической модификации.

Обжигово-селенидная технология (рис. 3.8) благодаря своим преимуществам (высокая степень отгонки селена, селективность его извлечения, малое число переделов, высокое качество получаемого селена) получила широкое распространение на отечественных заводах.

Сульфатизирующий обжиг ведут в две стадии. Вначале необезмеженный шлам смешивают с концентрированной серной кислотой и нагревают до 150–300 °С в трубчатых вращающихся печах или стальных футерованных кислотоупорным кирпичом котлах, снабженных лопастными мешалками и обогреваемых топочными газами. Будучи сильным окислителем, концентрированная серная кислота окисляет медь, серебро, селениды и теллуриды по реакциям:

Cu + 2H2SO4 = CuSO4 + SO2 + 2H2O;

2Ag + 2H2SO4 = Ag2SO4 + SO2 + 2H2O;

130

Ag2Se + 3H2SO4 = Ag2SO4 + SeSO3 + SO2 + 3H2O;

SeSO3 + H2SO4 = SeO2 + SO2 + H2O;

Ag2Te + 3H2SO4 = Ag2SO4 + TeSO3 + SO2 + 3H2O; 2TeSO3 + 3H2SO4 = 2TeO2 SO3 + 4SO2 + 3H2O.

Рис. 3.8. Переработка шламов обжигово-селенидным методом

Сульфатизацию ведут при температуре ниже температуры сублимации диоксида селена (315 °С), поэтому он остается в просульфатизированном продукте.

Для отгонки диоксида селена полученный сульфатый продукт обжигают при 500–600 °С. Обжиг ведут в чугунных противнях, движущихся через конвейерную обжиговую печь, или в трубчатых вращающихся печах. Диоксид селена возгоняется, а теллур практически полностью остается в шламе.

131

Обжиговые газы поступают в систему мокрой газоочистки, где происходит улавливание SeO2 циркулирующими водными растворами с одновременным восстановлением селена до элементарного под действием присутствующего в обжиговых газах SO2:

SeO2 + 2SO2 + 2H2O = Se + 2H2SO4.

Температуру орошающего раствора поддерживают достаточно высокой, чтобы выделяющийся в первый момент красный аморфный селен быстро переходил в серый кристаллический.

Огарок подвергают выщелачиванию 10–15%-м раствором H2SO4. При этом в раствор переходит медь, до 70 % Те и значительное количество серебра. Теллур и серебро цеменитируют металлической медью с помощью теллур-серебряного концентрата:

2H2TeO3 + 4H2SO4 + 6Cu = Te + Cu2Te + 4CuSO4 + 6H2O;

Ag2SO4 + Cu = 2Ag + CuSO4.

Выщелоченный огарок плавят на серебряно-золотой сплав. Сульфатизирующий обжиг шламов получил широкое распрост-

ранение за рубежом. Его основные достоинства – высокая степень отгонки селена (до 98 %) при малом объеме обжиговых газов, возможность совмещения процессов улавливания селена с восстановлением до элементарного, получаемого сразу в товарной форме. Вместе с тем применение этого метода связано с трудностями аппаратурного оформления процесса, особенно для крупномасштабного производства.

При переработке шлама по методу спекания (рис. 3.9) обезмеженный шлам смешивают с кальцинированной содой и обжигают при 500–700 °С в подовой или шахтной печи. В последнем случае шихту предварительно гранулируют. Окисление селенидов и теллуридов протекает с образованием производных как четырех-, так и шестивалентных селена и теллура:

Ag2X + Na2CO3 + O2 = Na2XO3 + 2Ag + CO2; 2Ag2X + 2Na2CO3 + 3O2 = 2Na2XO4 + 4Ag + 2CO2.

132

Рис. 3.9. Переработка шламов методом спекания с содой

При выщелачивании спека водой в раствор переходят водорастворимые селенит и селенат натрия. Теллур переходит в раствор лишь частично, так как из двух находящихся в спеке форм теллура водорастворимым является лишь теллурид натрия. Полученный щелочной раствор нейтрализуют соляной кислотой для осаждения теллура в виде ТеО2:

Na2TeO3 + 2HCl = 2NaCl + TeO2 + H2O.

Селен осаждают с помощью сернистого газа. Последний, однако, восстанавливает лишь Se (IV). Для осаждения Se (VI) его необходимо прежде восстановить до Se (IV). Восстановление проводят кипячением с НСl или с FeSO4 в присутствии НСl:

H2SeO4 + 2HCl = H2SeO3 + Cl2 + H2O;

H2SeO4 + 2HCl + 3FeSO4 = H2SeO3 + Fe2(SO4)3 + FeCl2 + H2O.

133

Из полученного раствора сернистым газом осаждают селен.

Из всех методов термического окисления халькогенидов метод спекания наиболее прост, так как не связан с переводом селена в газовую фазу и его последующим улавливанием. Основные недостатки метода – сложность переработки растворов, обусловленная присутствием в них селена в двух формах, Se (IV) и Se (VI), и наибольшая по сравнению с другими методами длительность технологического цикла. Вследствие всех изложенных причин метод спекания применяют ограниченно.

В рассмотренных схемах переработки шламов основная масса теллура концентрируется в содовых шлаках, получаемых при плавке термически обработанных шламов на серебряно-золотой сплав. Помимо теллура шлаки содержат также некоторое количество селена. Теллур и селен находятся в шлаке в водорастворимой форме – в виде теллурида и селенида натрия. Шлаки измельчают и выщелачивают водой, при этом теллур и селен переходят в раствор. Примеси тяжелых металлов (свинца, меди, серебра и др.) осаждают в виде сульфидов, добавляя в выщелачиваемую пульпу небольшое количество Na2S (рис. 3.10). Нерастворимый остаток возвращают в плавку на серебряно-золотой сплав, а щелочной раствор Na2ТеО3 и Na2SeO3 направляют на электролиз с нерастворимыми анодами. Электролиз ведут в небольших ваннах из винипласта, электродами служат пластины из коррозионностойкой стали. Основной процесс на катоде – восстановление теллура:

TeO32 3H2O + 4e = Te + 6OH .

Черновой теллур растворяют в щелочи в присутствии служащего восстановителем алюминиевого порошка:

3Te + 2Al + 8NaOH = 3Na2Te + 2NaAlO2 + 4H2O.

Из полученного теллуридного раствора аэрацией осаждают товарный теллур:

2Na2Te + O2 + 2H2O = 2Te + 4NaOH.

134

Рис. 3.10. Технологическая схема извлечения теллура из содовых шлаков

Независимо от способа извлечения селена и теллура конечной операцией переработки шламов является плавка на серебрянозолотой сплав. Основная цель плавки – извлечение серебра и золота в виде металлического сплава, пригодного для аффинажа. Одновременно плавка служит для перевода теллура в содовый шлак, направляемый на специальную переработку с целью извлечения этого элемента.

Прошедший термическую обработку шлам имеет сложный многокомпонентный состав. Помимо золота и серебра в нем содержат-

ся, %: 1–4 – Те, до 6 – Se, 5–30 – Pb, 2–6 – Сu, до 13 – Sb, до 5 – As,

до 2 – Bi, до 7 – S, до 17 – оксида Si. Золото и большая часть серебра присутствуют в металлическом состоянии, остальные компоненты – в окисленной форме (оксиды, сульфаты, теллуриды, селениды, антимониды, арсениды, антимонаты, арсенаты и др.).

135

Обработанный шлам смешивают с флюсами (сода, кварц) и небольшим количеством восстановителя (0,5–1 % массы шлама). В качестве последнего используют кокс, древесный или каменный уголь. Плавку ведут в небольших отражательных печах, отапливаемых мазутом или природным газом. В зависимости от масштаба производства применяют печи вместимостью от 3 до 25 т (по массе проплавляемого шлама). Шихту загружают в печь отдельными порциями. Для ускорения плавления массу в печи перемешивают сжатым воздухом, подаваемым в расплав по стальным трубам. Каждую последующую порцию загружают после полного расплавления предыдущей. Температуру в печи в этот период поддерживают в преде-

лах 1300–1400 °С.

Металлическое серебро и золото образуют сплав, скапливающийся на подине печи. Окисленные формы серебра разлагаются:

2Ag2SeO3 = 4Ag + 2SeO2 + O2.

Разложению наиболее термически стойкого сульфата серебра способствует присутствие соды и восстановителя:

2Ag2SO4 + 2Na2CO3 = 4Ag + 2Na2SO4 + 2CO2 + O2;

Ag2SO4 + C = 2Ag + CO2 + SO2.

Образующееся по этим реакциям металлическое серебро переходит в сплав.

Под действием восстановителя происходит также восстановление основной массы теллура:

Ag2TeO3 + 3C = 2Ag + Te + 3CO,

который таким образом тоже концентрируется в металлическом сплаве. В небольших количествах восстанавливаются и переходят в сплав медь, свинец, селен.

Основная масса находящихся в шламе окисленных соединений, сплавляясь с содой и кварцем, образует жидкотекучий шлак, который принято называть силикатным, хотя помимо оксида кремния в нем в значительных и даже преобладающих количествах присутствуют окисленные соединения свинца, сурьмы, мышьяка, меди и т. д. Значи-

136

тельная часть окисленных соединений, обладая высокой летучестью (PbO, Sb2O3, As2O3, SeO2 и др.), переходит в пыле-газовую фазу.

После спуска силикатного шлака в печь загружают соду и расплавленный металл продувают воздухом. При этом происходит окисление теллура и переход его в содовый шлак в виде теллурида натрия:

Te + Na2CO3 + O2 = Na2TeO3 + CO2.

Одновременно в шлак переходят селен, а также небольшие количества свинца, сурьмы, мышьяка. Чтобы уменьшить улетучивание теллура, продувку ведут при пониженной температуре (900–1000 °С). После спуска шлака, богатого теллуром (20–35 % Те), в печь загружают новую порцию соды и повторяют продувку, стремясь к полноте перехода теллура в шлак. Второй содовый шлак содержит 10–15 % Те. Первый и второй содовые шлаки идут на извлечение теллура.

Завершающими операциями плавки являются доводка и разлив металла. Доводка заключается в продувке расплава воздухом с целью окисления и перевода в шлак остатков примесей. Ее ведут при повышенной температуре (1200–1250 °С), что облегчает окисление меди, являющейся основной примесью в металле. Образующийся шлак снимают в виде вязкой массы, так называемой медистой очистки, загружая небольшое количество измельченного кварца. Полученный серебряно-золотой сплав (сплав доре) выдерживают под слоем древесного угля (для удаления растворенного в металле кислорода) и разливают в слитки.

Суммарное содержание серебра и золота в нем составляет 980– 995 проб, в том числе золота – 10–100 проб.

Помимо серебряно-золотого сплава продуктами плавки являются силикатный и содовый шлаки и пыль, улавливаемая в газоходной системе (табл. 3.2).

Как видно из этих данных, извлечение серебра в сплав заметно ниже, чем золота. Это объясняется тем, что в отличие от золота, присутствующего в обработанном шламе исключительно в металлическом состоянии, значительная часть серебра (до 30–50 %) находится в шламе в виде окисленных соединений (сульфата, селенида и др.). Наиболее термически стойкие из них, в частности Ag2SO4, не успевают полностью разложиться при плавке и, обладая значительно более высокой летучестью и растворимостью в шлаке по

137

сравнению с металлическим серебром, обусловливают повышенный переход серебра в пылегазовую фазу и силикатный шлак.

Таблица 3.2

Распределение основных компонентов шлама по продуктам плавки

Продукт

Au

Ag

Te

Se

Cu

Pb

As

Sb

плавки

99,1–

 

 

 

 

 

 

 

Сплав

96,5–

1–2

0,5–0,7

10–20

 

99,5

98,5

 

 

 

 

 

 

Силикатный

0,15–

1–2

10–20

1–3

70–90

60–70

50–70

65–80

шлак

0,25

 

 

 

 

 

 

 

Содовый

50–70

20–40

0,5–0,7

0,5–1

5–7

5–7

шлак

0,2–0,3

 

 

 

 

 

 

 

Пыль

1–3

30–45

50–75

3–5

30–40

25–45

15–30

Очевидно, что для уменьшения перехода серебра в пыль и шлак необходимо избегать чрезмерного перегрева расплава в печи и создавать условия для металлизации серебра (введением соды и восстановителя в шихту плавки и оксида кальция – в шихту окислительного обжига шлама).

Полученные в заводской практике силикатные шлаки содержат 0,001–0,007 % Аu и 0,5–0,9 % Ag. Для доизвлечения драгоценных металлов силикатные шлаки направляют на свинцовые или медеплавильные заводы. Улавливаемая в газоходной системе пыль содержит 0,01–0,06 % Аu и 2–5 % Ag. Выход ее достигает 15–20 % массы проплавляемого шлама. Пыль отличается повышенным содержанием свинца, поэтому ее отправляют на свинцовый завод.

138

ГЛАВА 4. ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ ВТОРИЧНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ И ОСНОВЫ ЭКОЛОГИЧЕСКОЙ БЕЗОПАСНОСТИ ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ ВТОРИЧНОГО СЫРЬЯ

4.1. Сбор и подготовка вторичного сырья к переработке

Рост производства цветных металлов из вторичного сырья определяется сбором и заготовкой лома и отходов, образующихся в производственной сфере и быту. Если на промышленных предприятиях, в строительстве, в организациях агропромышленного комплекса сбор лома и отходов цветных металлов организован удовлетворительно, то сбор бытового металлического лома находится на низком уровне и требует коренного улучшения.

Несколько проще решается вопрос с неметаллическим вторичным сырьем (шламы, шлаки, хвосты и др.), которое складируют на специальных площадках. Однако и этому виду сырья цветных металлов уделяется недостаточно внимания. В результате оно разубоживается другими, не содержащими цветные металлы отходами. При длительном хранении на открытых площадках происходит выветривание и естественное выщелачивание, приводящее к потерям металлов и загрязнению водоемов.

Одним из путей, обеспечивающих максимальный сбор и заготовку вторичного сырья цветных металлов, следует считать создание региональных АСУ с обоснованным количеством лома и отходов, поступающих на производственно-заготовительные базы (цехи) и площадки данного региона. Низовые АСУ должны быть объединены в общую АСУ, находящуюся в распоряжении головного ведомства. При этом АСУ должна не только включать информацию о сборе вторичного сырья, но и управлять рациональным распределением лома и отходов цветных металлов по предприятиям вторичной и первичной цветной металлургии [34].

Следующим не менее важным вопросом является вопрос подготовки вторичного сырья к металлургической переработке. Наиболее правильным следует считать решение этого вопроса непосредственно на предприятиях, где образуются лом и отходы. Реально это можно осуществить на крупных предприятиях, которые получают значительное количество отходов. Организация первичной обра-

139