[4]00 Изобретение относится к цветной металлургии, к способам обеднения
шлаков и может быть использовано дл извлечения цветных металлов из шлаков
медного и медно-никелевого производства . Известен способ обеднения медьсо
держащих шлаков, состоящий в том, что измельченные до 15 мм твердые шлаки медеплавильного производства
смешивают с измельченными до 3 мм отвальными солевыми шлаками алюмини евого производства и пиритом. Содер
жание в полученной таким образом шихте отвальных солевых шпаков 5-20 пирита - до 10%. Шихту расплавляют
и выдерживают при температуре плавления для взаимодействия реакционно способных компонентов. При перерабо
ке жидкого шлака медеплавильного производства смесь отвальных солевы шлакйв алюминиевого производства и
пирита в тех же процентных содержаниях загружают на поверхность жидко
ванны и вдувают в расплав -с помощью инертного газа. После загрузки смес
шлак нагревают до 1300°С и отстаива ют с последующим раздельным удалени
ем штейна и обедненного шлака. В ре зультате обеднения получены шлаки с содержанием 0,08-0,1% и штейны 3
,7-6,1% меди l . Однако этим способом получают, при глубоком обеднении шлака, штейны
с низким содержанием меди, для кото рых процесс конвертирования не рацио
нален из-за повышенного выхода конвертерных шлаков . Для глубокого извлечения цветных металлов из шлаков
медеплавильного производства необходимо полностью восстановить мёгнети
и получить металлизированный железом штейн, что не достигается указанными
добавками солевых алюминиевых шпаков (менее 2% металлического алюминия от массы обедняемого шлака),
Наиболее близким к изобретению по технической сути является способ обе
нения шлаков медноникелевого производства , состоящий в том, что в качестве
восстановит.еля шлака используют смесь ферросилиция и твердого углеродистого топлива при их весовом
отношении 1:(2-8), и процесс ведут при 1200-1300°С. 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 обедняе мого 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 12001250С
извлечение кобальта достигает 80-85%, никеля 95-98%. При обеднении шлака в печь загружеиот 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 осгщок предварительно измельчают до крупности 0,5-5 мм.
Анодный осадок, содержащий, %;А1 25-55; Си 15-50; Ре 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, которые могли бы быть использованы в качестве восстановительных
агентов обеднительной смеси. Способ осуществляют следующим образом ,
В плавильный агрегат, например электропечь, заливают жидкий (Т
1200-1250°С) шлак. После чего вводят измельченный до 0,5-5 мм анодный осадок
в количестве 2-10% от массы обедняемого шлака. За счет присутствующих
в анодном осадке алш1ииния, 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 сульфидизатора
(пиритный концентрат, высокосернистая сульфидная руда, бедный штейн и др.), расход которого
состошляет 5-10% от массы шлака и ниже, чем в известном способе в 3-6
раз. После отстаивания расплава в
[5]течение 60-90 мин обедненный шлак и
штейн сливают.
[6]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 .
[7]Реакции восстановления окислов
металлов алюминием и кремнием экзотермичны , в результате чего температура шлакового расплава возрастает
на 50-100°G (до 1300-1350°С), сокращаются тепловые затраты на обеднение.
Возрастает также теклература штейновой фазы, повЕЗшая его жидкотекучесть
и улучшая условия выпуска из плавильного агрегата.
[8]Измельчение анодного осадка до
0,5-5 мм обеспечивает при введении его в расплав увеличение относительной
поверхности соприкосновения шлаквосстановитель и высокую эффективность процесса восстановления.
[9]Расход анодного осадка, как восстановителя , определяется количеством
в шлаке магнетита и окислов цветных металлов. Оптимальный расход, определенный экспериментальным путем,
составляет 2-10% от массы перерабатываемого шлака. Уменьшение расхода ,
анодного.осадка (менее 2%) снижает степень извлечения цветных металлов,
а увеличение расхода (более 10%) приводит к чрезмерной металлизации штейна
за счет восстановленного из шлака железа, что нежелательно, так как может привести к настылеобразованию.
[10]Пример 1.В лабораторной электропечи сопротивления в нейтральной
атмосфере плавят 500 г измельченного конвертерного шлака медно-никел вого производства, содержащего, %:
Си 1,14 ; Ni 1,15 ; Со .0,30 . В расплав шлака при 1250 С вводят 20 г
анодного осадка производства алюмини электролизом, измельченного до 0,55
мм и содержащего, %: Al 55, Си 43, Fe 1, Si 1. Дополнительно в шлаковый
расплав загружают 25 г пиритного концентрата . Расплав шлака отстаивают в
течение 60 мин, после чего отбирают пробы шлака и штейна для химического анализа.
[11]Пример условиях по примеру 1 в расплав шлака вводят 50 г анодного осадка, содержащего, %:
[12]А1 25 Си 50) Fe 22; Si 3. Дополнительно в шлаковый расплав загружают
40 г пиритного концентрата.
[13]Пример 3. В условиях по примеру
1 в расплав шлака вводят 10 г анодного осадка, содержащего, %: А1 45; Си 15; Fe 30, Si 10. Дополнительно
в шлаковый расплав загружают 50 г пиритного концентрата.
[14]Пример 4.В условиях по примеру
1 в расплав шлака вводят 40 г анодного осадка, содержащего, %: А1 41V Си ЗЗ; Fe 19; Si 7. Дополнительно
в шлаковый расплав загружают 40 г пиритного концентрата.
[15]Пример 5.В условиях по примеру
1 в расплав шлака вводят 3р. г анодного осадка, содержащего, %:
А1 30; Си 29; Fe 26; Si 15. Дополнительно в шлаковый расплав загружают. 40 г пиритного концентрата.
[16]Результаты опытов по примерам 1-5 приведены в табл, 1.
[17]Предлагаемый способ обеднения шлаков по сравнению с известным обладае следующими преимуществами.
[18]За 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; никель 97-98,3; кобальт 9697 ,5 (по известному способу, %: никель 95-98; кобальт 80-85).
[19]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.
[20]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 указанных компонентов исключен.
[21]По известному способу расход сульфидного материала 350 кг/т шлака, а
по предлагаемому за счет содержания в анодном осадке сплавов меди и железа
, промывающих шлаковый расплав 50-100 кг/т шлака.
[22]Технико-экономические преимущества
предлагаемого способа по сравнени с известным-приведены в табл. 2.
