Читать книгу: «Некоторые технологические аспекты в цветной металлургии», страница 11

Кроме пробирных плавок, провели определение серебра в серебросодержащем шламе объёмно-аналитическим методом Фольгарда (сущность – в 4-часовом кипячении навески в смеси серной и азотной кислот). Хотя в литературе утверждается высокая точность метода, применяя его к золе от сжигания плёнки также в итоге получили серебросодержащие осадки, распределение серебра в которых составило только лишь 37,3 – 47,6 %. При таких данных приняли решение отказаться от метода Фольгарда и проводить прямую шерберную плавку золы. Продукты плавок – шлаки повторно проверили на содержание серебра и установили, что в них может оставаться до 13 % металла от исходного. Окончательно выбрали для анализов золы двойную шерберную плавку, купеляцию веркблеев и суммирование масс серебряных корольков.

Результаты измерений и анализов позволили составить баланс серебра при огневой переработке фотоплёнки, который приведен в таблице 1.25.

Работу по обжигу 25 т фотоплёнки проводили в две смены по 8 час. При производительности 132 кг/час обжиг занял по времени 1 квартал.

При составлении баланса недоставало данных по уносу серебра с выбросными газами. Их получили расчётным путём. Объём газов приравняли к объёму прокачиваемого через установку вентиляторного воздуха. Массу серебра с пылевыми выбросами определили по разнице массы серебра на входе (с плёнкой) и масс серебра с золой и кеком. Отнеся эту массу к объёму прокачиваемого воздуха (газов) получили 2,36 mg/m³ Порядок этого значения концентрации серебра в уносных газах соответствует, на наш взгляд, действительности. Интересно, что определение КПД скруббера с учётом расчётной массы выбросов дает значение 74 %. Это также близко действительному КПД. Конечно, для более точного баланса серебра требуется

разработка (несуществующей пока) методики контроля концентрации серебра

в пылегазовых выбросах.

Таким образом, балансовые испытания огневой переработки отработанной фотоплёнки показали, что в серебряный концентрат (золу и кеки) можно перевести до 97% металла. С учётом относительно небольших потерь серебра на специальном предприятии (при получении на нём слитков) видно, что коэффициент возврата серебра при огневой переработке плёнки может быть близок 95 %. Это значение существенно отличается от приведенных для РФ нормативов сдачи серебра после утилизации отработанной фотоплёнки – 66 %.

2. НЕОБЫЧНЫЕ СПОСОБЫ В ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ

2.1 Получение чистого медного купороса из шлаков плавки

сульфидных медных концентратов.

2.1.1 Исследование поведения меди и железа при кислотном

выщелачивании огарка от сульфатизирующего обжига шлакового

концентрата.

1. Методика исследований по плану.

Исследования проводили для шлакового концентрата (ШК), рациональный состав которого приведен в таблице 1.7. Там же для сравнения показан рациональный состав рудного концентрата.

Выше, п. 1.6, выполнены термодинамические расчёты и определены изобарно-изотермические потенциалы Z_T для реакций окисления кислородом сульфидов меди и железа, характерных для шлакового концентрата, в интервале температур (673 – 1073) К.

Из расчётов следует, что при обжиге до 600 ⁰С и достаточном количестве кислорода протекают реакции сульфатизации, а присутствие сульфида меди в форме борнита добавляет к сульфату меди также и оксид меди. При более высоких температурах обжига в продуктах реакций сульфат меди частично может быть замещен её ферритом.

Данные термодинамических расчётов позволили разработать методику экспериментов по извлечению меди из шлакового концентрата. Методика включает термообработку пробы концентрата в присутствии кислорода воздуха в течение заданного времени и агитационное выщелачивание огарков растворами серной кислоты при разных температурах и при добавлении окислителя. Последний применили для случаев, которые не могли быть полностью учтены в модели процесса (неполное окисление металлической меди, присутствующей в концентрате, появление металлической меди при растворении Cu₂О, образование которой не исключено при окислении сульфидов меди).

Обжиг концентрата и выщелачивание огарка проводили в неподвижном тонком слое в лабораторной установке стандартного типа при подаче избытка воздуха.

Извлечение в раствор меди и железа исследовали методом математического планирования эксперимента. Изучали влияние шести факторов на пяти уровнях, см. таблицу 2.1.

При обжиге ШК определяли влияние температуры и времени; при выщелачивании огарка исследовали влияние концентрации серной кислоты, расхода окислителя (концентрированная перекись водорода Н₂О₂, которую дозированно подавали в перемешиваемую пульпу каждые 15 мин), времени выщелачивания и температуры пульпы. Число оборотов мешалки лабораторного реактора – 180 мин^-1.

После обжига огарки охлаждали в эксикаторе и затем определяли их массу. Взвешенные огарки хранили в герметичных условиях (в бюксах). После выщелачивания определяли массу сухих кеков, объём фильтрата, содержание в нём Cu и Fe. Контролировали в растворе также массовую долю Zn и Pb. Для повышения точности определения извлечения меди в раствор измеряли массовую долю меди в кеках.

2 Результаты исследований и их обработка

Матрица эксперимента по плану и результаты обжига шлакового концентрата и выщелачивания огарка приведены в таблице 2.2.

Результаты обработки данных эксперимента по плану показали следующее:

– обобщённое уравнение для определения извлечения меди из огарка шлакового концентрата в раствор при обжиге концентрата в интервале (400 – 600) ⁰ С имеет вид:

Y _т = ( П Y_{i т} ) / Y ^{n – 1}_cр =

= 2,52 * 10^-6 *[97,5 – 0,00093* (Х₁ – 562)²] [78,62 – 11,545* (Х₂ – 1,62)²]*

*[ 68,06 +0,266*Х₃] [ 60,0 + 8,28*Х₆], %, ( 1 )

и при обжиге в интервале (600 – 800) ⁰ С:

Y _т = ( П Y_{i т} ) / Y ^{n – 1}_cр=

= 2,52 * 10^-6 *[ 45,0 +0,00125* (Х₁ – 800)²] [78,62– 11,545* (Х₂ – 1,62)²]*

*[ 68,06 +0,266*Х₃] [ 60,0 + 8,28*Х₆], % . ( 2 )

Ошибка уравнений ( 1 ) и ( 2 ) +– 12,45 абс. %.

– Обобщённое уравнение для определения извлечения железа из огарка шлакового концентрата в раствор при обжиге концентрата в интервале

(400 – 800) ⁰ С:

Y _т = П Y_{i т} =

= 6,6*10^-4 * [2,23 + 0,000146* (Х₁ – 800)²] [15,0 – 0,041* (Х₃ – 25)² ]*

* [ -4,4 + 0,313 Х₅ ] [ 3,87 + 4,85 Х₆ ], %. ( 3 )

При оптимальных: температура обжига Х₁ = 560 ⁰С, время обжига Х₂ = 1,62 час, концентрация серной кислоты Х₃ = 30 %, температура выщелачивания Х₅ = 30⁰С и время выщелачивания Х₆ = 2,5 час, когда расчётное извлечение меди в раствор достигает 100 %, расчётное извлечение железа в раствор равно:

Y _т = 6,6 *10^-4 * 11,35 * 13,98 * 4,99 * 16,00 = 8,37 %,

что, например, при Ж : Т = 2 даёт концентрацию железа в сульфатном медном растворе 13,73 г/л.

3 Обсуждение результатов работы

Как видно из уравнений для извлечения меди в раствор, после температуры обжига 600 ⁰С извлечение резко падает, что говорит о другом механизме окисления сульфидов в концентрате.

Из результатов исследований по плану следует, что обжиг шлакового концентрата в неподвижном слое при избытке воздуха при условиях: температура – 560⁰ С, время – 1,62 часа позволяет практически полностью перевести медьсодержащие сульфиды концентрата частично в оксиды меди и остальное – в сульфат меди. Об этом свидетельствует как высокая степень извлечения меди в раствор (таблица 2.2) так и тот факт, что экстраполяция зависимости извлечения Cu от концентрации серной кислоты приводит при С_Н2SO4 = 0 к переводу меди в раствор, по уравнению ( 1 ), в размере 68,06 % . При этом уравнение для извлечения в раствор железа даёт отрицательное значение, что можно интерпретировать, как отсутствие железа в растворе.