Cтраница 1
Полученный огарок просеивают, отделяя от спекшихся комочков, и растворяют в смеси серной кислоты и маточного раствора в варочных чанах. Оксид меди ( 11) растворяется в серной кислоте с образованием раствора медного купороса. После осветления раствор, содержащий 43 % CuSOt и 3 - 4 % HBSO4, направляют на кристаллизацию. Шлам, оставшийся после растворения огарка, возвращают для переработки па медеплавильный завод. [1]
Переработка медных руд по этому способу заключается в обжиге концентратов, плавке полученного огарка на штейн ( сплав сульфидов меди и железа), продувке штейна в конверторе с получением черновой меди ( содержащей около 5 % примесей), рафинировании черновой меди огневым процессом или электролизом для получения чистой меди. [2]
Пирометаллургический способ получения цинка состоит из окислительного обжига концентрата и восстановления и дистилляции ( возгонки) цинка из полученного огарка. При гидрометаллургическом производстве цинка исходный сульфидный концентрат также подвергается окислительному обжигу. Обожженный концентрат выщелачивают серной кислотой. Затем из раствора удаляют примеси и выделяют цинк электроэкстракцией. [3]
Пирометаллургический способ получения цинка состоит из окислительного обжига концентрата, восстановления и дистилляции ( возгонки) цинка из полученного огарка. При гидроэлектрометаллургическом производстве цинка исходный сульфидный концентрат также подвергается окислительному обжигу. Обожженный концентрат выщелачивают серной кислотой. Затем из раствора удаляют примеси и выделяют цинк электроэкстракцией. [4]
![]() |
Принципиальная технологическая схема получения цинка. [5] |
Технологическая схема показана на рис. 6.4. Цинковую руду ( ZnS) после обогащения подвергают окислительному обжигу. Полученный огарок ( ZnO) выщелачивают раствором цинкового электролита, содержащим 100 - 120 кг / м3 H2S04 и 40 - 70 кг / м3 цинка. [6]
Для извлечения висмута из руд и концентратов применяется, в зависимости от их состава, пирометаллургический или гидрометаллургический способы. Пирометаллургический способ получения висмута из руд состоит из обжига сульфидных руд и концентратов ДО удаления большей части серы и мышьяка и восстановительной плавки полученного огарка в смеси с углем и флюсами ( кальцинированной содой, известняком, известняком и плавиковым шпатом) в тигельных или отражательных печах. [7]
Однако слабоокислительная атмосфера, благоприятствующая удалению мышьяка, не соответствует условиям максимального окисления сульфидной серы, для удаления которой требуется значительно более окислительная атмосфера. В связи с этим наиболее рациональным сопособом окисления золотомышьяковых концентратов является двух-стадийный обжиг. Первая стадия обжига, проводимая в условиях ограниченного доступа воздуха, имеет целью перевод мышьяка в виде As2O3 в газовую фазу. Полученный огарок поступает на вторую стадию, где при значительном избытке кислорода происходит окисление сульфидной серы. Такой двухстадийный обжиг позволяет получить благоприятный для цианирования пористый огарок с невысоким содержанием сульфидной серы и мышьяка. [8]
В целях повышения качества концентратов предложена комбинированная технологическая схема, включающая предварительное сернокислотное выщелачивание оксида алюминия в 10 - 12 % - ном растворе jH2SO4, обжиг кека при 550 - 600 С и повторное выщелачивание огарка в сернокислом растворе. Технология обеспечивает получение концентрата, содержащего до 20 - 22 % платины. В соответствии с другим вариантом этой технологии нерастворимый остаток первого выщелачивания смешивают с углем и нагревают в атмосфере, не содержащей окислителя, до 750 - 800 С. Полученный огарок подвергают второму сернокислотному выщелачиванию с получением, в конечном счете, 25 - 30 % платинового ( палладиевого) концентрата. [9]
В отличие от механических печей, где концентрация газа не превышает 9 % S02 ( иначе в огарке остается больше серы), в печах для обжига пылевидного колчедана легко получать газ с содержанием 10 - 12 % SO2 и выше. Содержание серы в огарке зависит от наличия в колчедане более крупных фракций. Хотя перед флотацией всю руду измельчают до размеров частиц 0 1 мм, но при сушке флотационного колчедана в барабане происходит образование катышей размерами 1 - 2 мм, наличие которых вызывает резкое ухудшение работы печей. Если полученный огарок разделить по крупности на несколько фракций и определить содержание серы в каждой фракции, оказывается, что неслипшиеся частицы содержат очень мало серы ( менее 1 %), а в катышах содержится гораздо больше серы. Поэтому колчедан после сушки целесообразно пропускать через дробилки ( молоткового типа), чтобы разбить катыши, образующиеся в барабане во время сушки. Слишком крупные частицы колчедана могут отделяться также в процессе сепарации пылевоздушной смеси перед ее поступлением в форсунку. [10]
![]() |
Кинетика цианирования углистого флотоконцентрата ( по данным Ласкорина. Вялкова, Доброскокина, 1980 г.. [11] |
Нередко встречаются углистые руды, золото в которых частично или полностью тонко вкраплено в сульфидные минералы, преимущественно в пирит и арсенопирит. Такие руды, как правило, обогащают флотационным методом. При этом в концентрат переводят углистое вещество, золотосодержащие сульфиды и значительную часть свободного золота. Для вскрытия тонкодисперсного золота и выжигания углерода концентрат подвергают двухстадиальному окислительному обжигу; полученный огарок цианируют. Возможна также переработка концентрата на медеплавильных или свинцовых заводах. [12]
Сухой способ состоит из восстановительной плавки в случае переработки окисленных висмутовых руд или из предварительного окислительного обжига с последующей восстановительной плавкой при переработке сульфидных соединений В. Из последних возможно также извлечение В. При обжиге сера удаляется в виде SO2, а металлы переходят в окислы. Обжиг сульфидных висмутовых руд или концентратов ведется в смеси с углем для разложения образующегося Bi2 ( SO4) 3 и восстановления арсенатон и антимонатов до летучих трехокисей. При обжиге улетучиваются мышьяк и сурьма. Обжиг ведется в отражательных печах при перемешивании. Полученный огарок или первичная окисленная руда смешивается с углем ( 3 - 5 %), содой ( 12 - 20 %), известью и плавиковым шпатом и плавятся в отражательной печи. В металл переходят также свинец, сурьма и нек-рые другие примеси. При наличии меди получается Си-штейн ( см.), содержащий до 8 % Bi. [13]